同煤北辛窑含水软岩巷道支护技术研究

针对含水软岩巷道支护难的问题,以同煤北辛窑8103首采工作面2103皮带顺槽为工程背景,通过FLAC~(3D)数值模拟得到合理的锚杆、锚索支护参数,同时结合经验法,确定出2103皮带顺槽锚杆+短锚索+长锚索的最佳支护设计方案,并严格按照施工工艺要求进行巷道支护作业。顶底板相对移近量18 mm,两帮相对移近量10 mm,改进后的支护技术效果明显。     

大采高巷道围岩数值模拟分析与合理支护研究

为使谢桥煤矿1232(3)工作面回风巷道围岩得到合理的支护,利用数值模拟方法研究该巷道在受二次采动影响时围岩的应力分布和移动变形规律。研究结果表明,支护体系应具有一定的可缩性并与围岩形成一个整体以适应巷道围岩的变形。巷道支护采用锚杆+锚索+金属网+钢带+喷射混凝土联合支护方式,监测结果表明,巷道两帮最大移近量350 mm,顶底板最大移近量560 mm,满足工作面的安全回采要求。     

破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

为确定工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38mm,顶底板最大移近量为19mm,巷道锚杆预紧力都在40kN左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

高强度开采条件下煤炭巷道锚杆支护技术

为了研究一种高强度开采条件下煤炭巷道锚杆支护技术,以开采矿区运输巷道为研究对象,确定地质岩层基本情况;利用松动圈测定仪测定巷道岩层破坏范围,确定巷道锚杆支护结构应用范围。设计煤炭巷道锚杆支护方案,包括确定“锚杆+金属网+钢带”的结构以及参数等,并通过数值模拟方法优化支护结构设计方案。通过多点位移计现场监测煤炭巷道锚杆支护方案应用效果,对比分析方案应用前后的巷道变形情况。结果表明：支护结构应用前的巷道顶板移近量为97mm,两帮移近量为63mm和66mm;支护结构应用后的巷道顶板移近量为40mm,两帮移近量为25mm和23mm。对比得出：该煤炭巷道锚杆支护技术应用后,有效控制了煤炭巷道的变形,基本保证了其稳定性和可靠性。     

基于FLAC~(3D)的运输平巷支护技术研究

为满足矿井工作面的衔接要求,潞宁孟家窑矿需对下准采工作面运输平巷进行有效支护。通过地质资料调查、围岩等级性确定,提出相应支护方案,并对支护方案进行模拟分析。研究结果表明:该巷道围岩等级属于Ⅱ类围岩,选用"锚索+锚杆+网+钢带"联合支护方案,数值模拟得出巷道围岩塑性区与顶底板及两帮移近量较小。通过现场实测,巷道围岩变形较小,说明所选支护方案比较合理。     

大采高工作面运输巷高预应力锚杆支护技术研究

为有效解决2-101工作面运输巷在掘进期间巷道围岩变形量大的问题,通过具体分析锚杆(索)的预应力设计原则,结合工作面的具体地质条件后对巷道合理的支护参数进行数值模拟分析,优化支护方案并进行矿压监测。结果表明,优化支护方案实施后,顶底板的最大移近量为40 mm,两帮最大移近量为38 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

动压沿空掘巷支护技术研究及应用

为解决泄水巷支护的问题,提出采用预应力耦合让压支护体系的方案。通过锚杆让压性能试验、锚杆拉拔现场试验,确定本方案有效控制大采深动压巷道变形量;通过观测分析,证明该支护体系能够有效控制动压巷道变形。     

南阳坡矿5704回风巷道支护参数研究

为确定南阳坡矿5704回风巷道支护设计参数,采用理论计算与数值模拟结合的方法对锚杆、锚索支护设计参数进行了分析,确定了锚杆、锚索的长度及间排距等关键参数。现场应用表明:巷道两帮累计移近量为40 mm,顶板移近量为25 mm,能够满足设计要求,可以保障工作面生产作业的正常运行。     

高瓦斯动压煤巷变形机理与控制技术

为解决岳城煤矿高瓦斯动压巷道瓦斯抽采后围岩变形大、支护困难的问题,采用现场调查和矿压监测方法,测试了巷道围岩的地质力学参数,深入分析了围岩变形破坏特征与机理,提出高预应力高延伸率锚杆锚索+强力护表构件+补强锚索强帮强顶控制技术,并进行现场应用。矿压监测数据显示:在掘进期间,锚杆与锚索受力比较稳定;巷道在工作面回采期间,两帮最大变形量为249mm,顶底板最大移近量为262mm,满足正常生产要求。应用结果表明:该支护技术明显改善了围岩的应力分布,提高了围岩的整体承载能力,能够有效控制高瓦斯动压巷道围岩的大变形。     

强冲击倾向性煤巷过近距离上覆采空区支护技术

为了研究强冲击倾向性煤巷过近距离上覆采空区的巷道支护技术,以山寨煤矿二采区回风巷和二采区运输巷为研究对象,采用现场实测方法对上覆工作面在终采线附近形成的应力区域进行研究,针对不同应力区域的范围、应力状态及冲击地压显现程度,制定相应的支护方案,其中,对上覆工作面终采线前方形成的增压区采用加强围岩卸压、减小排距、增加锚索并打设单体液压支柱加强支护的方案。结果表明,增压区巷道围岩变形量较大,顶底板最大移近量为730mm,两帮最大移近量为150 mm,冲击地压显现特点为"高频次、低能量等级";采空区下方变形量较小,无冲击地压显现。     

深部松软破碎顶板巷道围岩控制技术

为确定121101工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2 m。通过矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38 mm,顶底板最大移近量为19 mm,巷道锚杆预紧力都在40 k N左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

破碎顶板条件下的煤矿巷道围岩破坏机理及其控制研究

为确定山西某煤矿121101工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2 m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38 mm,顶底板最大移近量为19 mm,巷道锚杆预紧力都在40 kN,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

大跨度坚硬顶板回采巷道支护技术研究与实践

针对凌志达煤业15205综采工作面回风顺槽大跨度坚硬顶板支护特征,通过对该矿已掘巷道围岩破坏影响因素分析,提出了"高预应力锚杆(索)+塑料网+钢筋托梁"的联合支护方案,并确定了合理的支护参数.现场实测结果表明:采用该联合支护方案后,15205回风顺槽顶底板和两帮移近量最大值分别为142.87 mm和112.03 mm,...     

强烈动压影响下的沿空留巷巷道加固技术

为解决强烈动压影响下沿空留巷巷道加固的技术难题,针对新庄孜煤矿66110工作面运输巷受自身工作面及下方仅10 m距离的66109工作面的采动影响及需要沿空留巷的情况,采用理论分析与现场实践的方法分析其破坏特点及影响因素,结合高预应力强力一次支护理论与最新研制的高强度支护材料,提出了巷道的加固方案,确立了合理的支护参数,并成功应用。研究结果表明:采用强力锚杆锚索联合支护系统后,66110运输巷在受到2个工作面采动影响的情况下,工作面前方巷道两帮移近量为210 mm,顶底板移近量为242 mm,分别比原支护巷道降低80%和69%,工作面后方留巷段两帮移近量为406 mm,顶底板移近量为340 mm,巷道变形得到了有效控制。     

特厚煤层孤岛工作面回采巷道区段煤柱宽度研究

为了掌握特厚煤层孤岛工作面回采巷道区段煤柱的合理宽度,以麻家梁煤矿14203-1孤岛工作面为研究对象,采用理论分析和现场实践相结合的方法对煤柱宽度进行了研究。根据卸压巷的原理和现场施工条件确定让压煤柱的宽度为5 m,巷道围岩控制采用了高预应力高强度的“锚杆+W钢带+锚索+JW钢带+金属网”耦合支护方案。矿压观测结果表明,14203-1辅助运输巷合理的区段煤柱宽度及围岩控制技术能够满足生产需求,保证了巷道围岩安全,提高了工作面煤炭资源采出率,为矿井及朔南矿区后续孤岛工作面的巷道布置提供了理论依据。     

松软破碎巷道围岩注浆加固技术研究

古书院煤矿15号煤1523101巷道围岩松软破碎,巷道围岩变形量大,巷道必须进行维修才能使用。基于巷道地质与生产条件,分析了破碎围岩注浆加固的机理和作用,并进行多方案注浆加固方案模拟。研究了适合破碎围岩巷道注浆加固的合理加固支护方式及参数,在1523101巷进行了工业试验。在试验巷道进行了矿压监测,监测结果表明:巷道顶底板最大移近量为33 mm,两帮最大移近量为22 mm,最大底鼓量为30 mm,巷道变形量总体很小,能够满足巷道的安全使用。试验注浆加固效果显著,高强锚杆支护配合注浆加固联合支护系统是适合受采动影响巷道的安全、有效和经济的支护方式。     

某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

高应力、低强度是引起软岩巷道产生塑性大变形的主要原因之一。通过分析某矿皮带下山变形破坏特征及围岩力学状态,总结了其变形失稳原因;基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案,采用FLAC^3D模拟了2种优化方案的支护效果,确定方案2作为最佳支护方案;工业性试验表明,采用该方案后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm,基本控制了围岩有害变形。     

斜沟煤矿厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷技术应用

斜沟煤矿正在进行8号煤层的采掘活动,为提高采出率设计在18106孤岛综放工作面进行留小煤柱沿空掘巷,通过数值模拟研究,确定合理的小煤柱宽度为5 m,沿空巷道设计采用"锚网索梁"联合支护方式,经现场工业性试验并对巷道围岩位移情况的监测表明,沿空巷道掘巷期间围岩稳定后顶底板最大移近量平均约109 mm,两帮最大移近量平均约251 mm;工作面回采期间,巷道顶底板最大移近量约289 mm,两帮最大移近量约499 mm,能够保证工作面安全回采。     

大埋深高地应力煤巷卸压支护技术数值模拟研究

为确定大埋深高地应力特厚复合顶板回采巷道的合理支护方式,通过现场调研、岩石力学测试,并经理论分析、数值模拟的研究方法对巷道变形机理及合理支护技术进行研究。研究表明:现场调研及岩石力学测试确定工作面顶板类型为大埋深特厚复合顶板,并由此提出13个支护方案;数值模拟确定"方案八+卸压孔"联合支护技术能够有效控制围岩变形,保证回采巷道的安全稳定使用;现场工业试验表明巷道顶底板最大移近量为432mm,两帮最大移近量为591mm,表明所选支护方案能够有效保证回采巷道安全使用,研究结果为类似条件下巷道围岩控制提供参考。     

特厚煤层大采高综放面沿空掘巷支护技术

以塔山矿特厚煤层大采高综放工作面开采技术条件为工程背景,针对采用大煤柱护巷所造成的煤柱损失大、煤柱内应力集中程度大、巷道处于应力增高区支护难度大等问题,提出采用沿空掘巷技术来减小煤柱损失、改善围岩应力环境。对高强度锚杆(索)高预应力支护进行模拟,得出附加预应力场分布规律,通过对比分析确定了沿空掘巷围岩支护形式和参数,试验并分析了巷旁支护对煤柱的加固效果。现场监测结果表明:巷道掘进过程中顶、底板移近量最大57mm,两帮移近量最大64mm;工作面回采过程中顶、底板移近量平均131mm,两帮移近量平均221mm,设计的支护方案较好地控制了围岩移动;巷旁支护可以减小煤柱侧煤壁变形,但造成实体煤侧煤壁变形量增加。