七一新发煤业1003工作面支护参数优化设计

针对七一新发煤业1003工作面围岩具体的地质情况与工作面围岩所处不利条件进行了分析,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数。在工作面内布置了2个测站,2个测站之间间距为80 m,测站观测的频率为2 d一次,观测时间50 d。监测结果为在矿压观测40 d以后,巷道顶底板及两帮的变形速度逐渐趋于稳定,顶底板的位移变形量控制在220 mm内,两帮位移变形量控制在180 mm以内。表明此支护设计优化方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形是有效果的,对于相同条件下的巷道围岩控制也起到了参考作用,并获得了良好技术和经济的效益。     

2205顺槽锚索网联合支护技术探讨与应用

为解决2205顺槽围岩变形量较大等问题,通过对比本矿其他工作面以及相似矿井的支护方案提出了相应的支护方案,采用理论计算的方法对采用工程类比提出的方案进行了验算,通过采用十字布点法安设表面位移测站监测其在掘进期间以及回采期间的位移监测其两帮以及顶板移近量。在掘进期间顺槽的两帮以及顶底板移近量小于80 mm;回采期间两帮及顶底板移近量小于110 mm,位移量较小,说明此次为2205顺槽设计的支护方案能够较好的控制围岩的变形并且可以满足安全生产的需要。     

采区猴车巷围岩控制技术研究

针对夏店煤矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对31采区猴车巷围岩控制技术进行了分析与研究,在巷道围岩处,建立了两个相距85 m的测站,借助十字布点法,对巷道顶板的位移量和工作面两帮的位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量在70 mm以内,两帮位移量在95 mm以内。结果显示,按照此方案实施后,有助于改善工作面回采巷道围岩的变形。     

回采巷道支护技术实践

针对常蒋煤矿3102工作面回采巷道地质条件确定了支护形式和参数,在3102工作面顺槽开口往里90、160 m处设置了两个测量站,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶底板位移量进行监测。监测结果表明:工作面顶底板移近量比巷道两帮移近量小,巷道围岩变形量在一个月内趋于稳定,围岩变形得到有效控制,可以满足工作面安全回采的要求,取得了良好的技术经济效益。     

夏店矿31采区猴车巷围岩加固技术研究

针对夏店矿31采区猴车巷围岩具体的地质情况,分析了采区猴车巷变形破坏的原因,在分析巷道变形破坏原因的基础上,对猴车巷加固形式和加固参数进行了优化和设计。为验证新方案的加固效果,在巷道内选取有代表性的围岩设置了两个测站,两个测站的间距为85 m,用十字布点法分别对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行监测。监测结果表明,巷道顶底板的位移量控制在70 mm左右以内,两帮位移量控制在95 mm左右以内,新的加固方案对控制猴车巷道围岩变形效果显著,获得了良好技术和经济的效益。     

浅埋煤层大断面巷道支护技术应用研究

晋北煤业5#煤层面临回采巷道支护设计的问题,通过实验室试验、理论分析计算及数值模拟等方法,确定采用锚杆对5-101运输顺槽进行支护,并采用非弹性区理论和组合拱理论进行支护参数设计,通过数值模拟验证其可行性,现场应用后进行围岩位移监测,工作面回采期间,5-101运输顺槽顶板最大下沉量约为16.5mm,两帮移近量最大约为15mm,围岩稳定性良好,满足工作面正常安全回采的需求。     

集中胶带大巷围岩稳定性控制技术验证

为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。     

厚煤层综放工作面煤巷围岩稳定性分类及支护优化研究

为对11602工作面运输巷围岩稳定性进行分类,通过现场钻孔取芯窥视、实验室物理力学实验和理论计算相结合的方式,确定围岩等级类别。根据运输顺槽在原有支护方案下存在的问题,结合围岩分类结果进行支护参数的具体优化;支护方案优化后,对工作面回采期间巷道表面位移进行持续监测,以验证支护优化后的围岩控制效果。结果表明:工作面直接顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级;直接顶砂质泥岩质量级别为Ⅲ级;基本顶K_2灰岩质量级别为Ⅱ级,综合确定回采巷道的围岩稳定性为Ⅳ类不稳定围岩;运输顺槽采用优化的支护方案后,巷道掘进期间顶底板变形量最大值为150 mm,两帮的移近量最大值为130 mm,解决了围岩变形量大的问题,保障了回采巷道围岩的稳定。     

伯方煤矿松软厚煤层巷道支护技术研究

为解决伯方煤矿3号煤层沿底板掘进巷道顶板煤层极易冒落、巷道围岩易发生大变形的情况,该矿工作面顺槽改为沿煤层顶板掘进,在工作面采动影响下巷道两帮和底板变形破坏严重。采用松软厚煤层稳定性控制技术,将2个顺槽沿煤层底板掘进,可提高工作面煤层回采率,增加经济效益。通过理论计算、数值模拟和现场监测等方法,确定巷道围岩大变形影响因素,并对支护设计进行优化,将松软厚煤层工作面顺槽沿底板布置,缓解厚煤层回采巷道大变形的问题。该方案对解决伯方煤矿松软厚煤层的巷道支护问题提供了借鉴。     

小煤柱沿空掘巷围岩强化技术应用

为解决新元煤矿3417运输顺槽留小煤柱沿空掘巷成巷以后在相邻的3416工作面采动影响下巷道断面迅速收缩的问题,通过现场矿压观测、理论分析及现场刷帮得到运输顺槽围岩破坏素描图;巷道围岩变形的原因为围岩破碎严重、支护参数不合理、底板和底角未采取有效的控制措施。对巷道的支护方案进行了优化,设计实体煤帮扩帮、两帮及顶板加强支护的详细参数,并在现场应用后进行了围岩位移情况监测。结果表明,围岩强化支护后,3417工作面回采期间两帮最大移进量为587 mm,顶底板最大移进量为370 mm,3417运输顺槽断面能够满足工作面生产的需求。     

破碎顶板动压巷道锚注支护技术的应用与研究

为解决首旺煤业综采工作面回采巷道顶板破碎、围岩变形量较大的问题,基于弹塑性力学及锚注支护机理,采用理论分析和数值计算相结合的方法,对工作面顺槽塑性变形范围、顺槽围岩应力场分布、顺槽围岩位移场特征进行分析。结合工作面推进动压施加在回采巷道的采动影响分析,应用锚注支护技术后的巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定;锚注支护技术对动压巷道破碎围岩改性,提高了承载能力和完整性,能实现对其围岩大变形的控制。     

煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好.     

近距离煤层孤岛工作面两侧煤柱留设宽度探讨

瑞龙煤矿近距离煤层下组工作面回采巷道围岩变形量较大。以该矿150108孤岛工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟等方法对工作面两侧的煤柱留设宽度进行了探讨;最终确定150108轨道顺槽与150107采空区煤柱宽度为25 m,150108胶带顺槽与150109工作面采空区煤柱宽度为20 m。通过现场应用并对两顺槽巷道进行矿压监测表明,巷道围岩稳定,顶底板移近量最大为95 mm,两帮移近量最大为132 mm,围岩变形较小,留设的煤柱宽度能够满足现场要求。     

近距离煤层同时开采巷道布置优化研究

为确定某煤矿3和4号近距离煤层同采时下煤层回采巷道布置方式,结合煤层地质条件,采用理论分析确定下煤层巷道采用外错式布置方式,运用FLAC3D数值模拟软件确定下煤层回采巷道的合理外错距离为20 m,通过现场对4号煤层3409工作面材料巷顶底板及两帮变形进行观测分析,巷道在距工作面60 m以内顶板最大位移为150 mm,两帮最大位移为120 mm,超前工作面60 m以外,巷道变形量趋于稳定,结果表明,2层煤同时开采,工作面巷道外错20 m,在加固条件及合理的锚杆锚网支护作用下,巷道稳定性良好,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足工作面正常推进的要求。     

4106工作面运输顺槽围岩控制技术研究

针对陕西彬长文家坡矿业有限公司4106工作面运输顺槽巷道变形严重问题,设计采用锚杆+金属网/塑钢网+W钢带+锚索联合支护方案。在顺槽内布置2个测站,监测结果表明:巷道围岩顶底板和两帮变形量得到有效控制,支护效果良好。     

北峙峪煤业大断面巷道分步开挖及围岩控制技术研究

针对北峙峪煤业15号煤层一采区胶带巷在原有掘进工艺及支护方式下围岩变形量大的问题,通过数值模拟分析巷道采用不同掘进工艺时围岩位移及塑性区的分布状态,确定巷道采用分步开挖进行掘进作业,将模拟结果与工作面具体地质条件相结合对支护方案进行了优化设计。监测结果表明:优化后的掘进工艺及支护方案实施后,顶板下沉量为17 mm,两帮移近量为37 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

新屯矿综采放顶煤工作面顺槽支护设计优化

矿井综采放顶煤工作面顺槽原锚杆、锚索支护参数不合理,且受到综放工作面回采动压和周期来压的影响,巷道顶板围岩变形严重,影响了安全生产。针对工作面顺槽围岩具体的地质情况对原有支护设计进行锚杆、锚索参数优化设计。综采放顶煤工作面顺槽试验巷段共布设2个测站,测站间隔120 m,2个测站同时进行观测。现场应用表明,经过支护设计优化的综采放顶煤工作面顺槽围岩变形得到有效控制,满足矿井巷道稳定要求。研究结果对综采放顶煤工作面巷道支护设计有借鉴意义。     

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.     

近距离煤层巷道围岩稳定性分析与支护技术研究

针对某矿9~#煤层距上部已回采8#煤层距离小、工作面顺槽围岩及支护结构变形大的情况,通过对工作面开采后底板岩体破坏深度和煤柱下岩层应力分布规律理论计算分析,提出102工作面轨道顺槽高强稳定型支护技术方案并进行现场工业性试验,通过布置测站观测记录巷道表面及深基点位移,验证了围岩支护效果良好。