高河矿回采巷道支护参数分析及优化

采用理论分析与数值计算方法对高河矿W4302回风顺槽支护参数进行分析,确定锚杆直径取22 mm、锚杆合理长度为2.4 m、锚杆合理间排距为800 mm×900 mm,锚索合理长度为8.3 m,间排距1400 mm×900 mm.工业试验围岩变形量监测结果表明,此支护方案支护效果较好,可以显著控制顶板岩体变形破坏,保证巷...     

近距离采空区下回采巷道锚网索支护技术

针对大埋深近距离下位煤层回采巷道小平距内错布置方式下高应力带来的大变形问题,以己16-17-31020工作面运输巷为例,分析了巷道控制原则与技术,采用数值模拟,分析了不同支护方式下巷道围岩应力及变形分布特征。研究得出,支护方案采用顶板间排距为1 200 mm×1 600 mm的22 mm×6 500 mm预应力锚索、顶板间排距为700 mm×800 mm的22 mm×2 600 mm高强预应力锚杆、两帮间排距为750 mm×800 mm的20 mm×2 400 mm高强预应力锚杆时,巷道围岩的变形程度最小。研究可有效解决大埋深近距离煤层的大变形问题,可为条件相似的矿井提供借鉴。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

东曲矿回采巷道支护技术研究

为确定东曲煤矿回采工作面巷道合理支护参数,采用理论分析、数值模拟及现场观测的研究方法对回采巷道围岩变形原因及巷道支护参数进行研究。研究表明:巷道变形严重原因为锚杆支护长度小于围岩塑性区破坏深度;理论分析、数值模拟及现场监测表明巷道合理支护参数为:锚杆采用Ф22×2400mm,间排距为800×800mm,锚索采用Φ17.8×6000mm,间排距为1400mm×1600mm。     

赵庄二号井回采巷道锚网索支护参数优化研究

针对煤矿井下巷道锚网索支护参数选取随意性和盲目性导致巷道支护强度过低或过强问题。以赵庄二号井矿2305工作面回风巷道为工程背景,通过理论计算初步确定回风巷道锚网索支护参数,在此基础上设计锚杆的长度、间排距和锚索密度3种巷道支护参数优化方案,采用FLAC^3D数值模拟软件对锚杆不同长度、间排距和不同密度锚索下巷道围岩应力和巷道表面变形监测进行分析对比,确定最合理的方案。研究结果表明:随着锚杆长度由1.5 m增大至2.5 m过程中,巷道变形量逐渐减小,长度在大于2.5 m之后巷道变形量较小且无明显变化;随着锚杆间排距逐渐增大,锚杆之间产生有效应力区重叠部分逐渐减小直至分离,巷道变形量也逐渐增大;随着锚索密度增大,锚索在巷道顶板有效压应力影响范围越大,巷道变形量逐渐减小。在满足工程支护强度下,考虑经济成本、施工速度等因素最终确定锚杆长度2.5 m、间排距1 000 mm×1 000 mm,锚索每排2根最合适。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

王庄煤矿综放回采巷道锚杆锚索联合支护优化研究

以潞安环能股份公司王庄煤矿61B3工作面运输巷道为研究对象,综合运用数值模拟、现场实测等研究方法,对61B3工作面运输巷道锚杆锚索联合支护的支护参数进行了优化。研究结果表明:当顶锚杆长度为2.4 m,间排距为1 m×1 m;锚索长度为7.3 m,间排距为2 m×3 m时,锚杆锚索具有最好的互补协同性,此时也具有最好的支护效果,并据此提出了优化支护方案。通过现场观测发现,该方案能够较好地控制巷道围岩变形,研究结果对相似地质条件下的巷道支护,具有重要的参考价值。     

王庄煤矿8105孤岛工作面巷道支护参数数值模拟分析

以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。     

基于UDEC的锚杆支护数值模拟研究

平禹煤电四矿开采煤层为松软煤层,工作面采用工字钢或U型钢架棚支护已经不能满足要求。根据工作面生产地质条件,建立了锚杆支护的数值模拟模型,煤层采用软化模型,其余为摩尔—库仑模型。通过模拟试验,分析了锚杆直径、锚杆长度和锚杆支护间排距对巷道支护效果的影响。模拟结果表明,选用下列支护形式可以满足要求:锚杆直径为20 mm,顶板、两帮锚杆长分别为2.4,2.6 m,顶板、上帮、下帮锚杆间排距分别为800 mm×800 mm,700 mm×800 mm,600 mm×800 mm。     

柳泉煤矿动压巷道支护方案改进数值模拟分析

柳泉煤矿某采区回风巷道(3.2 m×2.6 m)受工作面采动影响,变形破坏严重。根据其地质条件,在原锚梁网索联合支护效果较差的前提下提出了新的联合支护方案,并运用非线性数值分析软件FLAC对巷道支护效果进行了分析。结果表明:选用锚杆直径22 mm,长度2 200 mm,顶板锚杆间距为800 mm,两帮间距为800 mm,锚索长度6 m,锚索间距为2.5 m的支护方案能有效地控制顶板和两帮的变形。现场实践表明,优化后的支护参数对围岩支护效果较好,能取得良好的技术经济效益。     

回采巷道预应力锚杆支护参数模拟优化研究

针对慈林山9103巷道收敛变形小以及巷道服务年限较短情况,通过FLAC3D模拟不同锚杆支护参数条件下巷道支护效果,确保巷道安全使用前提下降低支护成本。结果表明:最优化锚杆支护参数为:预紧力30 k N、间排距1 000 mm×1 200 mm、直径20 mm、长度2.2 m,锚索仍沿用φ18.9 mm×5 300 mm、排距3 600 mm方案;工程实际支护效果良好,虽较原支护方案围岩变形量有所增加,但仍在变形安全允许范围内;巷道支护材料消耗平均优化比例超过50%,支护成本明显降低。     

厚煤层大断面巷道围岩支护技术研究

针对厚煤层大断面巷道围岩支护困难的问题,文章以寺河煤矿15207工作面回采巷道为工程背景,采用数值模拟与工业试验相结合的方法,研究了不同支护参数对巷道围岩变形的影响,研究结果表明：顶板采用Φ22mm×6800mm、间排距为1000mm×1000mm的高强度矿用钢绞线锚索,两帮采用Φ22mm×2000mm、间排距900mm×900mm的左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆支护技术可有效控制厚煤层大断面巷道围岩的变形破坏,本文为类似条件下巷道支护提供了有效手段。     

湖西矿深部大断面软岩巷道支护的DDA数值研究

针对湖西矿深部大断面软岩巷道支护难题,根据巷道围岩地质条件及无支护条件下数值模拟结果,提出四种支护方案.采用了不连续变形分析( DDA)方法进行数值分析,模拟了巷道在不同支护条件下围岩的变形、垮落情况.研究表明,支护方案2(锚杆长度2200mm,顶锚杆间排距750mm×1000mm,帮锚杆间排距800mm×1000m,锚索长度4500mm,间排距1500mm×2000mm)效果最佳,顶、底、左帮、右帮的位移量均较小,分别为20.0mm、10.6 mm、9.8 mm、8.6 mm.同时,将数值分析结果与现场矿压实测数据进行了比对,两种结果比较接近,说明DDA方法可以为锚杆支护巷道的优化设计提供参考.     

高膨胀松软围岩巷道支护技术

为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。     

巷道支护参数设计研究

为了确保对巷道进行有效支护,采用理论分析,得出锚索、锚杆的支护参数选择的范围,然后采用FLAC3D数值模拟软件,研究了不同锚杆直径,锚杆长度、锚杆间排距下的巷道围岩变形量进行了模拟分析,综合考虑最佳经济效益,顶板锚杆长度选择为2.4 m,帮部锚杆长度选择为2.0 m,得到帮部锚杆的支护间距为1 000 mm×1 200 mm。研究为今后巷道支护参数的确定提供了一种简便实用的技术方法。     

富水围岩回采巷道锚杆支护技术研究

通过在某矿1408工作面回采巷道顶板现场钻孔抽水试验,确定钻孔单位涌水量为0.933 L/min,属于中等富水性含水层。结合围岩强度强化理论,确定了影响巷道围岩稳定性的因素。通过数值模拟,研究分析了所提出的5个支护方案在围岩含水条件下对锚杆支护效果的影响,最终确定巷道支护方案为锚网联合支护,顶锚杆长度2 400 mm,间排距0.65 m×0.9 m,并架设钢筋梯、铺金属网;帮锚杆长度1 800 mm,间排距1 m×0.9 m,铺金属网。     

高应力坚硬顶板煤层巷道锚杆支护方案的确定

针对国内某大型矿井高应力坚硬厚顶板煤层巷道锚杆支护方案的优化问题,通过分析初步确定了锚杆支护的候选方案,随后利用数值计算各方案时巷道围岩的稳定性,并据此确定锚杆支护方案.研究结果表明:该矿回采巷道属于高应力坚硬厚顶板煤层巷道,属于I类巷道顶板,巷道支护的重点应在巷道两帮.锚杆支护参数(锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距)对支护效果有较大影响.该矿条件下,帮部锚杆间排距对支护效果的影响较敏感;回采巷道帮部锚杆采用直径18mm、长度2.4m、间排距0.8m、锚固长度0.8m时锚固效果较好,能满足巷道稳定性要求.     

晋北煤业大采高工作面回采巷道支护技术研究

针对晋北煤业5#煤层厚度大，工作面采高大的问题，采用理论分析、工程类比及数值模拟的方法，设计巷道支护方案为：顶板锚杆选用φ22 mm×2 100 mm的螺纹钢锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm，顶板锚索规格为φ17.8 mm×6 500 mm，间排距为2 500 mm×3 000 mm。巷道回采帮选用φ20 mm×1 500 mm的玻璃钢锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm。煤柱侧巷帮选用φ16 mm×1 500 mm的圆钢锚杆，间排距为1 000 mm×1 000 mm。通过5-409工作面现场试验，结果表明，巷道围岩变形量不大，顶板无明显离层，锚杆工作状态良好。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

23108工作面材料巷外段支护技术的实践应用

以斜沟煤矿23108工作面材料巷外段为对象,基于工程地质条件设计采用锚杆、锚索、钢带、金属网支护作为永久支护,并对锚杆长度、直径、间排距和锚索间距等技术参数进行了计算分析.矿压观测结果表明:巷道顶板、底板、两帮的变形量较小,巷道围岩得到了有效控制,巷道支护方案合理.