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.     

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。     

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。     

厚煤层大断面胶带运输大巷强顶弱帮围岩控制技术

针对五里堠煤业下组煤(15号煤层)集中胶带运输下山在原有支护方式下巷道两帮围岩变形量大的问题,确定采用浅孔注浆+深孔注浆+锚索的补强支护方案,现场应用表明:补强支护方案实施后,顶底板的最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为170 mm,有效解决了巷道两帮变形量大的问题,保障了巷道围岩的稳定。     

大断面巷道联合支护围岩稳定性分析

以晋圣亿欣煤业XV1206工作面辅运巷大断面巷道支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下巷道围岩移近量及破坏情况进行了分析。数值模拟结果表明,当工作面推进80 m后,顶底板围岩移近量稳定在177 mm左右,两帮移近量稳定在129 mm左右;底板破坏严重,与其岩性密切相关,现场应做好水的管控。现场实测顶底板移近量稳定在148.8 mm左右,两帮移近量稳定在134.5 mm左右,与数值模拟结果相近。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证XV1206工作面辅运巷围岩稳定性效果显著。     

马兰矿910水平东大巷软弱围岩控制技术

针对马兰矿910水平东大巷在现有支护方式下底鼓严重、围岩变形量大的问题,通过对巷道的地质情况及软弱围岩分阶段控制技术的具体分析,决定采用喷锚注分阶段支护技术,结合巷道具体情况对支护方案进行具体设计,并进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板最大移近量为85 mm,其中底板最大鼓起量为47 mm,两帮最大移近量为57 mm,,保证了巷道围岩的稳定。     

大跨度开切眼围岩强化控制技术研究

为掌握厚煤层大跨度开切眼破坏特征,并对围岩稳定性进行有效控制,对庞庞塔煤矿705工作面大跨度开切眼掘进过程中出现的巷道两帮移近量大、顶板下沉剧烈等情况进行分析,通过分析围岩变形破坏的诱因,结合锚索桁架对顶板的支护作用机理,提出了以锚网索+桁架联合支护为基础的大跨度强化梁控制技术。应用结果表明:导硐开挖期间巷道顶底板最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为100 mm,导硐开挖相对稳定期为15天左右。巷道扩帮期间顶底板最大移近量为95 mm,两帮最大移近量为65 mm,顶板在20天左右即能达到稳定,两帮在10天左右即能达到稳定,围岩变形量得到了有效控制。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

近距离煤层采空区下巷道围岩松动圈分析及支护技术研究

为保证属于近距离煤层采空区下巷道的23305下工作面回风巷围岩的稳定,通过回风巷围岩松动圈测试对围岩松动圈的厚度进行分析,结合3#煤层底板破坏深度分析对回风巷的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,巷道顶底板的最大移近量为42mm,两帮最大移近量为68mm,保障了巷道围岩的稳定。     

霍宝干河煤矿2-105工作面大断面切眼围岩控制技术

针对霍宝干河煤矿2-105工作面大断面切眼掘进期间围岩变形严重问题,通过采用二次掘进成巷方式配合锚网索+单体液压支柱补强支护方案,有效控制了巷道围岩变形,最终巷道顶底板移近量稳定在165 mm,两帮移近量稳定在125 mm,支护效果良好。     

11上401工作面巷道支护方案设计与应用

为控制巷道围岩变形,结合11_上401工作面进风顺槽井下巷道围岩性质等实际条件,提出采用锚杆+锚索+钢筋焊结网的支护方案。实践表明:采用该支护方式在掘进施工完成后20 d内巷道两帮移近量在40 mm左右、顶底板移近量在80 mm左右,20 d以后巷道围岩基本处于稳定状态。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明：锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。     

深井软岩巷道强力一次性支护技术研究及应用

为解决14040工作面下顺槽底抽巷深井软岩巷道围岩变形显著问题,针对巷道地质条件及原支护变形情况,分析了巷道变形原因,研究了深井软岩巷道变形控制机理,同时根据巷道条件提出了强力一次性支护技术,通过数值模拟研究了围岩控制效果,并进行现场观测验证了支护技术的围岩控制效果.研究结果表明:原支护围岩控制效果不佳的根本原因是泥岩...     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

S6-11综放工作面回风巷支护设计优化

针对常村矿回采巷道变形严重,影响正常生产的问题,通过对矿井赋存条件、巷道现有支护形式和围岩变形过程分析,采用新型联合支护技术对S6-11回风巷道支护进行优化。现场实测巷道顶底板相对移近量最大120mm,两帮相对移近量最大140mm,均在允许正常范围之内。     

孤岛煤柱面回采巷道过断层围岩控制技术

本文通过理论与数值模拟分析经坊矿3-701孤岛煤柱面3-边角071顺槽掘进过断层期间的围岩变形破坏及应力分布特征,针对原有支护方式存在的问题,提出采用超前锚杆支护+锚网棚联合支护方式进行支护优化调整。通过50d观测后,其顶底板移近量稳定在251 mm,两帮移近量稳定在157 mm,有效地解决了3-边角071顺槽原有支护方式存在的变形过大问题,可为类似条件下巷道过断层支护选择提供参考。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m;基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的...     

松软煤层大巷围岩变形机理及控制对策

针对潞安漳村矿井深埋煤巷持续大变形难题,在开展地应力、煤岩体强度及围岩结构测试的基础上,分析了软弱围岩破坏变形的机理;基于强力一次支护原则提出了高预应力强力锚喷支护方案,重点对煤帮进行短锚索补强支护。矿压监测结果表明,掘巷阶段巷道顶板最大下沉量16 mm,两帮最大收敛量153 mm,底板变形不明显,锚杆锚索受力在掘进工作面推过50 m时开始稳定,锚杆受力最大值稳定在154 kN,锚索受力最大值稳定在235 kN。研究成果可为类似采矿条件下煤巷支护提供经验指导。     

厚松散层破碎围岩大巷分阶段支护技术

为了控制新桥煤矿厚松散层破碎围岩大巷持续剧烈变形,采用地质雷达测试围岩松动圈范围,为支护设计提供可靠的理论依据,测试结果表明,围岩松动范围1.5~2.5 m。针对大松动圈破碎围岩特性,采用分阶段支护技术,适时动态控制围岩变形,矿压观测结果表明,采用锚网喷支护形式有效控制了巷道顶板和两帮的初期稳定,采用底板反拱注浆支护形式有效控制了底鼓变形,后期采用帮部滞后注浆有效控制两帮围岩变形。支护方案科学、合理,达到了预期的支护目标。