预应力锚杆在辛置煤矿复合顶板巷道中的应用

为保障10-430B工作面回采巷道复合顶板围岩的稳定,根据复合顶板的具体特征,通过分析预紧力在复合顶板中的分布规律及预紧力与预紧扭矩之间的关系,确定锚杆预紧扭矩为400 N·m,并结合复合顶板特征进行高预应力锚杆支护参数设计,在复合顶板巷道采用高预应力锚杆支护后进行巷道表面位移的观测,以验证支护效果。结果表明:10-430B1巷道采用高预应力锚杆支护后,巷道掘进期间顶底板及两帮的最大变形量分别为143 mm和203 mm,保障了复合顶板巷道围岩的稳定。     

潞宁煤矿22117回风顺槽围岩控制技术研究与应用

为保障22117回风顺槽围岩的稳定,采用理论分析的方式进行围岩变形破坏机理的分析,基于分析结果得出,顶底板及两帮拉裂和剪切破坏形态,影响顶板岩层稳定的主要因素为水平地应力和巷道围岩压力;结合巷道地质条件,确定巷道采用锚网索支护方案,结合围岩变形机理记性支护参数的具体设计,采用数值模拟进行支护可行性分析,并在工作面回采期间进行围岩变形量监测分析。结果表明:回风顺槽在现有支护方案下,顶板下沉量及两帮移近量的最大值分别为180 mm和142 mm,支护方案控制了围岩的变形,满足回采巷道使用要求。     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

开拓煤业采空区下回采巷道围岩控制机理及技术研究

为保障采空区下3119工作面回采巷道围岩的稳定,基于近距离煤层采空区下回采巷道的特征,采用理论分析的方式进行巷道控制机理及控制原则的分析,基于分析结果确定支护应尽量减小顶板空顶区域面积,巷道顶板和肩部围岩控制为关键。结合巷道地质条件,确定巷道采用工字钢棚+顶板充填+锚网的支护方案,并在支护方案实施后进行效果分析。结果表明:3119工作面轨道回风巷采用现有支护方案后,顶板空顶区域得到有效充填,巷道掘进期间围岩变形量小,保障了围岩的稳定。     

红山煤业S01轨道巷顶板围岩控制技术研究与应用

为保障S01轨道巷顶板围岩的稳定,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行锚杆索支护参数分析,根据数值模拟结果得出,顶板锚杆合理的间距和排距分别为700 mm和800 mm,帮部锚杆的合理间距和排距同顶板,顶板锚索的合理布置方式为"2-1-2",根据顶板巷道的具体特征,结合锚杆索支护参数的模拟结果具体进行支护方案设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明,巷道掘进期间,围岩在现有支护方案下顶板最大下沉量和两帮最大收敛量分别为15 mm和28 mm,围岩处于稳定状态。     

3417工作面沿空留巷松软围岩变形规律及围岩控制研究

为保障3417工作面沿空留巷松软围岩的稳定,采用数值模拟分析了硬、中硬及松软围岩下留巷的变形特征,结合模拟结果进行支护方案设计,确定加强巷道顶板及煤柱帮的支护,并进行留巷围岩变形观测作业。结果表明:回采期间,留巷围岩的顶底板及两帮最大移近量分别为452mm和224mm,保障了留巷围岩的稳定。     

伯方煤矿3209工作面回风巷松软围岩控制技术研究

为保障3209工作面回风巷松软围岩的稳定,根据巷道变形具体特征,确定采用"强帮护顶"让压高强锚杆支护技术,结合巷道特征进行各项支护参数的设计,掘进期间巷道顶板整体性良好,解决了围岩变形量大的主要问题,保障了松软围岩的稳定。     

东大矿大断面软岩巷道围岩控制技术研究与应用

为保障中央进风大巷掘进期间围岩的稳定,基于巷道大断面软岩的具体条件,通过数值模拟软件进行支护方案的优选,分析确定锚杆索的合理锚固长度,进一步结合巷道的地质条件及特征,进行巷道锚网喷支护方案中各项支护参数的设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形量的观测分析。结果表明:巷道在现有支护方案下,掘进期间围岩变形量较小,围岩处于稳定状态。     

正利煤业14-11105孤岛工作面围岩控制技术研究与应用

为保障14~(-1)1105孤岛工作面回采巷道围岩的稳定,结合孤岛工作面的地质条件,确定巷道采用多圈层支护技术,设计巷道顶板采用螺纹钢锚杆+柔性锚杆+锚索进行不同深度岩层的支护,设计巷帮采用螺纹钢锚杆支护,并对各项支护参数进行设计。巷道掘进期间的围岩变形量监测结果表明:支护方案实施后,掘进期间围岩变形量小,有效保障了巷道围岩的稳定。     

望云煤矿15101运输顺槽围岩松动圈测试分析与控制技术研究

为保障15101运输顺槽围岩的稳定,采用现场实测的方式进行围岩松动圈的测试分析,基于测试结果得出运输顺槽处的两帮松动圈范围约为1.6 m,基于工作面地质条件和围岩松动圈分析结果,确定巷道采用锚网索支护方案,采用理论分析的方式进行巷道各项支护参数的设计,在巷道掘进期间进行围岩变形分析。结果表明:巷道采用现有支护方案,掘进期间围岩变形量小,保障了围岩的稳定。     

软弱复合顶板巷道围岩控制技术应用

针对象山煤矿21315工作面辅助进风巷软弱复合顶板条件下的巷道顶板支护困难的问题,采用理论分析、数值模拟与现场实测方法,提出了“锚网索”联合支护方案,探究了“锚网索”联合支护方案对巷道围岩稳定性的控制效果。经计算,巷道顶板的破坏范围约为2.91 m,结合巷道顶板岩层岩性与厚度确定顶板锚杆、锚索长度分别为2.4 m和6.0 m;提出了巷道软弱复合顶板“锚网索”联合支护方案,顶板锚杆与锚索数量分别为6根和3根,间距分别为800 mm和135 mm,排距分别为800 mm和1 600 mm;探究了掘进工作面不同向前方探距离条件下,巷道围岩垂直应力分布与顶板下沉特征进行了分析,指出当掘进工作面向前推进15 m时,巷道围岩的垂直应力和顶板下沉基本稳定。现场应用结果表明,掘进工作面向前推进15 m时,巷道顶板离层量几乎不发生变化,且最终稳定在70 mm左右,说明采用“锚网索”联合支护方案,巷道顶板变形得到了有效控制。     

伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩控制技术

为保障伏岩煤业3206工作面厚层软弱顶板巷道围岩的稳定,采用UDEC数值模拟软件分析了巷道围岩裂隙发育规律及塑性区的分布特征,基于数值模拟结果,结合巷道围岩的具体特征,确定了顶板采用高密度长锚索加固,帮部采用短锚索加固,帮角采用单体加强锚杆的支护方案。现场应用表明,采用该支护方案后,在掘进期间,巷道顶底板相对移近量为142 mm,两帮相对移近量为133 mm,保障了厚层软弱顶板巷道围岩的稳定。     

大断面复合顶板巷道围岩控制技术研究

为解决属于大断面复合顶板的7801工作面开切眼变形量大及顶板离层问题,分析了大断面复合顶板巷道的3种失稳机理,提出了将原本大跨度的切眼划分为两个小跨度巷道,在巷道围岩正常段采用加长锚索进行支护,对于顶板破碎的特殊段或受水影响的顶板区域采用全长锚固方式进行支护的支护方案,并进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,顶板下沉量最大为41 mm,两帮移近量最大为25.1 mm,有效地保障了巷道围岩的稳定性。     

基于锚固复合承载体理论的软岩巷道围岩控制

深部软岩巷道一直是煤矿巷道围岩控制的难题.针对 贵州盘江恒普煤业２１１２６运输巷掘进期间围岩变形剧烈、多 次维修但效果有限、严重影响施工安全和掘进进度的难题, 采用锚固复合承载体理论计算了锚固复合承载体的承载能 力,分析了巷道破坏的原因,提出了巷道支护参数优化方案. 数值模拟和现场应用验证结果表明,巷道变形较优化前有了 显著降低,巷道掘进约２２d左右,围岩变形速度大幅降低; ３２d内巷道顶板下沉量为１２７ mm,底鼓量为７３ mm,两帮 移近量为２５６mm,围岩变形基本稳定.满足了巷道围岩稳 定性控制的需要,为软岩巷道围岩的控制和支护技术提供了 借鉴和指导.     

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。     

兰花宝欣煤矿3103工作面沿空留巷技术研究及应用

为提升3103工作面回采率,根据工作面的地质和开采条件,确定工作面采用无巷旁充填体沿空留巷技术,设计巷道围岩控制方案分为巷道掘进期间、工作面回采前和工作面回采期间,根据围岩特征进行具体支护参数的设计,根据巷道地质条件和现场观测结果进行围岩类别的划分,并在围岩控制方案实施后进行巷道变形情况的监测分析。结果表明:围岩控制方案实施后,巷道掘进期间围岩变形量在合理范围内,留巷期间巷道在Ⅰ类和Ⅱ类围岩地段顶底板和两帮最大变形量分别为260 mm和550 mm,Ⅲ类围岩两帮变形量较大,需进一步补强支护。     

大断面煤巷围岩变形特征及支护技术研究

针对五阳煤矿7810大断面运输巷采用沿顶掘进方式,采用FLAC3D数值模拟软件建立了沿顶掘进巷道开挖模型,研究了巷道围岩的变形特征.结果 表明,煤层巷道沿顶掘进时,两帮变形量＞底板变形量＞顶板变形量,巷道进行支护时,可适当减少顶板支护强度.依据研究结果,提出采用"2-2"迈步式布置顶板锚索,并增大锚索间距.现场应用结果显示,顶底板最大移进量为35 mm,两帮最大移进量为24 mm,均小于40mm,巷道围岩稳定,支护效果较好,为类似地质条件下的巷道支护提供借鉴.     

2-105工作面进风巷高预应力锚杆支护技术研究与应用

为保障干河煤矿2-105工作面进风巷复合顶板围岩的稳定,采用现场试验与数值模拟具体分析锚杆(索)预紧力对复合顶板的控制效果,进行高预应力锚杆支护方案设计。掘进期间顶板下沉及两帮移近量的最大值分别为57mm和64mm,保障了巷道围岩的稳定。     

孟家窑煤矿11505特厚煤层工作面回采巷道围岩控制技术研究

为保障11505运输顺槽围岩的稳定,根据巷道赋存特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚杆支护合理参数的模拟分析,确定顶帮锚杆长度分别为2 600 mm和2 400 mm,顶角锚杆与帮角锚杆的安设角度分别为75°和25°,基于锚杆支护参数的模拟结果进行巷道锚网索支护方案的具体设计,并在巷道掘进期间和工作面回采期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:11505回风顺槽在该种支护方案下,巷道掘进期间及工作面回采期间围岩变形量均较小,满足回采巷道的使用要求。     

复合顶板松软煤层巷道破坏机理及高预应力支护技术

针对崇升煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统棚式支护难以控制围岩变形量大这一问题,基于实验室力学性能测试及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值模拟计算的方法,对复合顶板松软煤层巷道的破坏机理及高性能预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关解决技术。现场工业性试验表明,采用高性能预应力支护技术后,顶板下沉量为43 mm,两帮移近量为115 mm,离层量控制在33 mm以内,效果良好,得出高性能预应力锚杆支护可以较好控制复合顶板松软煤层巷道的围岩变形,提高巷道的整体稳定性。