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。     

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。     

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。     

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。     

高强度锚杆支护技术及在大断面煤巷中的应用

在分析目前大断面煤巷锚杆支护存在问题的基础上,论述了对锚杆支护机理的新认识,开发了适合于大断面煤巷支护的高强度锚杆,并采用FLAC3D有限差分程序对不同锚杆支护参数巷道围岩应力场分布特征与规律进行了模拟分析。结果表明：预紧力是锚杆支护系统的决定性参数,增加锚杆预紧力能有效增大巷道围岩压应力场应力值及扩散范围;锚杆长度的选择应充分考虑锚杆预应力、巷道围岩破碎程度与可锚性;对于相同锚杆材料,直径越大强度越高,预应力扩散范围越大;锚杆垂直于岩面布置时,巷道围岩形成的压应力区分布更加均匀,锚杆预应力叠加效果更好。井下试验表明,高强度锚杆支护技术为大断面煤巷提供了有效的支护手段,巷道掘进期间两帮移近量25.0 mm,顶底板移近量16.6 mm,能有效控制围岩的强烈变形。     

三交河矿2-511工作面回风巷支护设计及钻孔卸压技术研究

为保障三交河煤矿2-511工作面回采过程中高应力煤层巷道围岩的稳定,通过对回风巷地质情况的分析,决定采用锚杆索+钻孔卸压支护技术,结合钻孔卸压支护原理对回风巷支护参数、钻孔卸压方案进行了设计,并对支护后的巷道进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为170 mm,两帮最大移近量为120 mm,保证了巷道围岩的稳定。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

巷道非对称变形中的锚杆支护效果分析

为了达到巷道支护良好的目的,采用基于锚固顶板力学特征、锚杆锚固机理的方法,确定优化了巷道两帮锚杆参数,并进行现场试验。研究结果表明巷道两帮移近量明显降低,两帮在采用非均匀锚杆锚固后两帮移近量大大减小,完整性得到提高,围岩变形量得到有效控制。     

大断面不稳定岩层巷道支护技术研究

紫晟煤业2-1012巷采用数值模拟方法分别对三种支护方案下巷道围岩塑性区及变形量进行分析,得到最优支护设计参数.模拟结果表明,巷道围岩稳定性受锚杆锚固力影响较大,增大锚固力可以控制塑性区的发育,达到控制巷道围岩稳定性的目的.工作面回采期间,对巷道顶板及两帮位移量监测结果表明,巷道顶板最大移近量为92.4 mm,两帮最大移近量为70.2 mm,巷道围岩变形量基本位于合理范围内,现有支护能够保证巷道围岩稳定性.     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。     

深部煤矿井巷工程大型物理模拟试验系统研制

介绍了一种圆柱形卧式深部井巷工程大型物理模拟试验系统。该试验系统由围岩压力施加与保持装置、液压加载与控制系统、试验数据采集系统3大部分构成。装置外径1 860 mm，长6 200 mm，采用60只径向油缸和4只轴向油缸伺服加载，最大加载能力10 MPa。采用有限元软件对装置强度进行了校核，结果显示系统整体结构安全。利用试验系统成功开展了深井煤矿巷道锚杆支护试验研究，巷道围岩位移及应力与现场实测一致，验证了该试验装置各项功能和指标，为深部煤矿巷道支护提供了一种先进的物理模拟试验手段。     

动压巷道组合锚索的“应力柱”效应研究

为有效控制动压巷道围岩变形较大、支护控制困难等问题，以山西某矿8102工作面为工程背景，通过现场调研、数值模拟、现场试验等手段，对动载扰动条件下组合锚索的支护效果进行研究分析，并在现场进行了工业性试验。研究结果表明:通过对在动压巷道顶板施加组合锚索的数值模拟得知，巷道顶板应力比较集中，并出现“应力柱”效应，巷道变形较小。结合现场工业性试验，在动压巷道顶板施加组合锚索，巷道变形破坏情况明显好于未施加组合锚索段；组合锚索可以有效控制动压巷道围岩变形破坏情况。     

动力失稳下煤矿巷道围岩松动变形特征与支护参数研究

为了提升煤矿巷道围岩的稳定性,解决现有支护方式支护效果差的问题,分析煤矿巷道在动力失稳状态下的围岩松动变形特征,实现支护参数的优化计算。探测煤矿巷道围岩内部结构,根据动压巷道围岩变形的影响因素及其作用方式,建立煤矿巷道围岩动力失稳模型。在该模型下,通过确定应力变化规律和应力—应变关系,得出围岩松动变形的特征分析结果。参考围岩松动变形特征,确定合理的支护方式,得出锚杆长度、锚间排距、组合拱厚度等支护参数的计算结果。根据变形特征与支护参数结果,进行数值模拟分析,完成围岩松动变形支护。将模拟结果应用到实际的松动变形修复工作中,能够控制围岩松动变形量控制在要求范围内,降低裂缝破坏程度。     

沿空掘巷工作面矿压显现规律研究

为了研究沿空掘巷工作面矿压显现规律,分析了2105轨道巷支护设计技术参数,然后设置了3个测站进行围岩表面位移,顶板锚固区内、外离层值,锚杆（索）受力,研究了沿空掘巷工作面矿压显现规律。研究结果表明,沿空留巷后,围岩变形量小,围岩控制效果较好。研究为其他相似开采条件的沿空掘巷综放工作面提供了依据。     

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。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。     

锚杆支护参数设计方法研究

为了确保巷道围岩稳定,提高巷道掘进速度,以某矿301工作面回风巷为例,根据实际地质概况,分析了不同锚杆间排距、锚杆长度、锚杆直径和锚杆预应力下巷道围岩表面位移情况。研究得出了,锚杆间排距设置为800 mm,锚杆长度设置为2 200 mm,锚杆直径设置为20 mm,锚杆预应力设置为30 kN,此时巷道支护参数最优。研究为类似工程条件下巷道支护参数选择提供了借鉴。     

巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取

针对煤矿开挖导致的巷道动力失稳问题,为了提升煤矿巷道安全性,对巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取问题进行研究。给出乌东煤矿工程概况,在巷道设3个监测点,当动力失稳现象出现时,分析巷道围岩物理学性能,对煤矿巷道动力失稳下巷道表面位移进行监测,并进行实验分析,通过实验结果实现围岩支护参数选取。实验结果表明,动力失稳现象会导致围岩岩样的抗压强度变低;在距离工作面距离为90 m时,顶底移近与两帮收敛的变形速率最大;当监测点的监测日期逐渐上升,顶板的锚杆受力与锚索受力不断加大,其中锚索受力相对较高,而锚杆下帮受力要低于锚索上帮受力。按照实验结果设计支护参数,以防止围岩松动变形对巷道带来影响。     

煤矿巷道锚网支护机理及围岩变形规律分析

为了改善锚网支护的耦合效果,研究了煤矿巷道锚网支护技术及围岩变形规律,理论分析了护网受力,并给出了锚网支护的强度耦合标准;采用FLAC3D数值模拟软件,模拟分析了不同方案条件下巷道塑性区、应力和位移分布.研究得出,进行锚网支护后,巷道围岩变形得到有效的改善,且采用锚杆+格宾金属网支护后,巷道护表效果明显,能够有效抑制巷...