浅部三软煤层巷道锚杆支护参数对比及优化

针对五举煤矿三软煤层工作面回采巷道围岩变形量大、底鼓严重问题,根据矿井实际地质条件,通过工程类比分析对巷道支护参数进行初步设计,并应用数值模拟对锚杆（索）具体参数进一步确定,进而对深埋软岩巷道支护方案进行优化。优化参数为顶板锚杆与帮部锚杆预紧扭矩不小于300N·m,顶板锚索与帮部锚索张拉力不小于200 k N。现场应用结果表明,高强度锚杆（索）及其合理配套与布置对改善应力分布,巷道围岩变形控制效果显著。     

深部软岩大断面巷道底鼓防治技术应用

有效控制围岩变形是矿井深部掘进大断面软岩巷道需要解决的重点问题。针对上庒煤矿11503回风巷掘进过程中巷道底鼓严重的问题,通过分析底鼓影响因素,采取以改善围岩受力、强化围岩支护为核心的底鼓防治技术措施治理该巷道的底鼓问题,具体措施包括：(1)将回风巷区段保护煤柱宽度由6 m增加至10 m,提高煤柱支撑效果并减少煤柱帮、底鼓变形。(2)对巷道原有支护参数进行优化,采用φ22 mm×2 800 mm、φ22 mm×3 100 mm水力膨胀式锚杆对巷帮及顶板进行支护,并强化帮肩及帮角岩体支护,采用φ22 mm×7 500 mm高强锚索强化顶板悬吊作用。(3)对于底鼓严重变形区,采用注浆方式对底板进行加固。现场应用后,巷道底鼓变形得以较好控制,最大底鼓量控制在385 mm以内,底鼓不会给后续掘进、使用带来影响。     

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。     

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。     

某矿5~#煤层软岩巷道锚杆锚索联合支护方案

某矿5#煤层围岩层岩性较软,可塑性较强,遇水有膨胀现象,该煤层已掘进的巷道均见有底鼓现象,极易造成巷道变形。结合该矿巷道变形破坏的实际情况以及巷道矿压监测数据,分析了巷道变形破坏特征,认为棚式金属支架支护作为一种被动支护形式,难以发挥围岩的支撑作用,且支护成本较大,软岩巷道的支护原则应为避开回采工作造成的应力集中带或构造应力集中带,充分利用围岩的自稳性,提高巷道帮部的支护强度。在此基础上,结合FLAC数值模拟分析方法,设计了以锚网索支护为核心的支护方案,巷道优先采用全长锚固锚杆,支护范围宜相应增大,选取长度大的锚杆、锚索对巷道围岩进行联合支护。研究表明:该煤层软岩巷道锚杆、锚索联合支护的最优参数为巷道顶板采用高强度小孔径全锚索支护形式,锚索直径为17.8 mm,锚索预紧力不宜小于135 k N;巷道帮部采用自旋式全长锚固支护形式,以改善锚杆的整体受力状况,锚杆长度应相应增加,锚杆直径为22 mm,长度为3 500 mm,锚杆(索)间排距为800 mm;巷道顶帮均采用高强钢带或槽钢和金属网护表,确保巷道浅层围岩稳定。     

孤岛工作面两巷控制技术探究

针对孤岛工作面两巷控制困难的问题,采用工程类比和现场实践的方法,对唐安煤矿3405工作面两巷进行设计优化,巷道设计断面由4.0 m×2.7 m扩大到4.5 m×3.5 m;支护设计由帮部等强锚杆优化为全部高强锚杆+帮锚索联合支护,顶板锚索增大密度,同时提高锚杆锚索初锚力。应用结果表明,优化前20 d左右巷道底鼓达500～800 mm,两帮收敛近300～500 mm;优化后巷道围岩顶底移进量最大值180 mm,收敛量最大值200 mm,巷道满足了采掘需要。该技术为相似条件的孤岛工作面巷道变形控制提供了实践参考。     

煤岩互层顶板掘进巷道支护参数优化设计

为了保证小峪煤矿2104巷道的安全掘进,通过对原支护参数下巷道内矿压监测数据分析及数值模拟分析,对原支护参数进行优化,最终确定了仅改变原支护参数中锚索及帮锚杆的部分参数并采用锚杆+锚索+W钢带的支护形式。现场应用发现,顶板离层量仅为12mm,较原支护参数下的顶板离层量下降约52%,能够保证该巷道安全掘进。     

大断面切眼一次成巷围岩支护技术研究及应用

根据工作面地质资料与采动关系,依据悬吊理论与煤矿巷道锚杆支护技术规范对任楼煤矿Ⅱ8₂24N工作面开切眼进行大断面一次成巷支护设计,确定了顶板与帮部锚杆锚索规格、间排距与预紧力等支护参数。进行数值模拟验证得到塑性区破坏范围、顶底板移进量、顶板锚杆锚索受力等均满足支护设计要求。在现场进行的支护监测表明：两帮累计相对位移量的最大值为54 mm,顶底板的累计相对位移量的最大值为39mm,浅部离层量为3 mm、深部为2 mm,锚索轴力90 kN,均在合理范围内。     

大跨度切眼巷道锚网复合支护技术研究与应用

大跨度巷道围岩支护是当今巷道支护的一大难题。为解决大跨度巷道围岩控制困难的问题,以布尔台煤矿42202切眼为研究对象,通过理论计算、数值模拟和现场观测对42202切眼的支护参数进行了分析计算,选取的最佳支护参数为:顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm、锚索间排距1 800 mm×2 000 mm、副帮锚杆间排距850 mm×1 000 mm、正帮锚杆间排距850mm×1 000 mm,当遇构造带时采用补强支护方式,形成了最终支护方案。支护后,巷道最大两帮移近量和最大顶板下沉量分别为37 mm和28 mm,说明该设计支护方案能够满足大跨度切眼巷道围岩的控制要求。     

山西常村煤矿S5轨道下山支护方案优化

巷道的有效支护对于确保巷道快速安全掘进意义重大。常村煤矿S5轨道下山原设计采用锚杆、锚索联合支护方案,巷道支护后矿压监测表明:(1)巷道顶板最大下沉量为77 mm,右巷帮最大收敛量为83 mm,左巷帮最大收敛量为55 mm,巷帮收敛呈现不对称发展,巷道变形量超过50 mm的控制要求;(2)巷道顶板锚杆、左帮锚杆、右帮锚杆和锚索的轴力分别为77,95,71,177 k N,锚杆、锚索的支护作用并未得到充分发挥。在充分分析该矿已建巷道成功支护案例的基础上,对S5轨道下山的支护方案进行了优化,即:(1)保持锚杆长度、间排距不变,锚杆均垂直于巷道顶板打设;(2)锚索采用"大五花"布置形式,采用3根锚索支护时,在巷道正中位置布置1根,其余2根锚索分别布置于巷道最外侧锚杆轴线位置处,并倾斜25°打设;(3)采用2根锚索支护时,锚索布置方式与原支护方案一致;(4)将所有锚索的初张拉力提高至350 k N。FLAC3D数值模拟分析表明:支护方案优化后巷道顶板最大下沉量降低至49.2 mm,巷道两帮最大收敛量降低至41.67 mm。现场试验表明:采用支护优化方案后,巷道顶板最大下沉量为42 mm,巷道两帮最大收敛量约为48 mm,可见对该矿S5轨道下山支护方案的优化对于控制该段巷道围岩变形具有显著成效。     

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。     

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。     

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。     

深井破碎软岩巷道支护参数设计研究

为减小九龙煤矿软岩巷道北二正巷围岩变形量,通过FLAC3D数值软件对北二正巷的支护参数进行数值模拟分析,对锚杆、锚索、喷层等支护参数进行优化,提出优化的巷道支护方式,并结合在掘进和回采动压条件下对原支护方式与优化巷道支护方式,对巷道围岩的稳定性进行分析。分析结果表明,巷道顶板、帮部、底角锚杆分别采用长2000mm、2200mm、2400mm的Φ20等强度右旋螺纹钢锚杆、喷层厚度180mm、锚索长7000mm,间排距2000*2000mm时,为较优支护方案,能有效保证巷道围岩的稳定性,满足巷道安全和正常生产需要。     

永定庄矿火成岩侵入巷道支护技术研究

为解决煤矿火成岩侵入区巷道支护问题,在研究国内外巷道围岩变形理论及控制技术基础上,对大同煤矿集团永定庄矿石炭系3-5~#层火成岩侵入区巷道变形破坏特征进行现场实测及理论分析,并进行支护参数设计,进而运用FLAC~(3D)软件对2种可行的支护方案进行数值模拟,通过巷道顶底板移近量、两帮收敛量、塑性区范围对巷道支护效果进行检验,最终确定φ22 mm×2 200 mm螺纹钢锚杆和φ17.8 mm×8 000 mm锚索联合支护为优选方案。通过优选方案的实际应用及围岩控制效果的检验,证明了支护措施的有效性,为类似地质条件的工程提供了借鉴。     

复杂顶板巷道锚杆锚索支护参数优化设计

针对复杂顶板巷道支护难、维修费用高等问题,根据原有支护参数的不足,采用FLAC^3D数值模拟软件,建立分析了复杂顶板巷道数值模型,采用单一变量实验方法,分别以顶板锚杆间排距、长度和帮部锚杆间排距、长度为研究对象,分析了顶板和帮部锚杆和锚索合理支护参数。研究为复杂顶板巷道锚杆锚索支护参数设计提供了理论基础。     

综采工作面回撤巷道支护技术优化研究与应用

综采工作面回采后需要提前布置回撤巷道来满足设备拆除的要求。为了优化宜兴煤业回采工作面回撤巷道支护技术,用现有巷道支护参数及优化后的支护参数进行模拟,对煤矿内部巷道承受压力的情况下会发生变形的情况进行分析。结果表明,优化后的支护参数从800 mm排距变更为1 000 mm,帮部锚索D17.8 mm×4 200 mm变更为锚杆D20 mm×2 200 mm支护,顶部锚索变更为D17.8 mm×10 300 mm支护,在满足支护强度的同时,达到了降本增效的目的。     

深部倾斜煤层动压巷道围岩控制技术研究

为了解决庞庞塔矿深部倾斜煤层工作面回采巷道受侧向工作面采空产生的高集中应力和动压影响造成的支护困难问题,采用了支护材料、方法和支护参数优化设计,以达到减小巷道整体表面变形,保障回采工作面安全、高效开采的目的。根据庞庞塔矿5-107工作面回采巷道实际条件,研发了尺寸为150×150×10mm的高强度方形带拱锚杆托板和尺寸为300×300×16mm的高强度方形带拱锚索托板,提出了及时高预紧力、强力锚杆锚索、强护表构件和强帮支护的耦合支护技术,对5-1071巷和5-1072巷进行了支护参数优化设计,巷道矿压监测数据的分析结果表明,优化设计后的巷道变形处于可控范围。     

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.     

基于正交试验的采空区下单轨吊巷道支护参数优化研究

潘二矿18124工作面顶板条件复杂,岩层强度较低,易出现顶板垮落等安全事故,给单轨吊大件运输留下安全隐患。为解决此类安全问题,以潘二矿18124工作面单轨吊运输巷道为工程背景,在单轨吊轨道梁受力分析的基础上,采用正交试验与极差分析法系统研究了采空区下复杂顶板条件影响巷道变形的敏感性因素,对比探究了不同参数下锚杆锚索协同支护作用。研究结果表明,影响巷道顶底板及两帮变形的敏感性因素排序：锚杆间排距A>锚杆长度B>锚杆直径C（锚索间排距D>锚索长度E>锚索直径F）;确定了实验条件下的最优支护方案,即锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆长度2.5 m,锚杆直径22 mm,锚索间排距1 000 mm×1 800 mm,锚索长度9.3 m,锚索直径22 mm。研究结果可为单轨吊在类似地质条件的工作面安装与使用提供理论依据。