王庄煤矿8105孤岛工作面巷道支护参数数值模拟分析

以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。     

工作面煤巷支护方式和区段煤柱尺寸组合正交试验与数值模拟

针对西部浅埋厚煤层工作面煤巷支护方式与区段煤柱留设尺寸的最佳组合问题,以杨家村煤矿222205工作面为例,采用正交试验得到9组不同工作面煤巷支护与留设煤柱方案组合;通过数值模拟,得到9种不同支护方案巷道应力集中系数、顶底板及两帮位移变化,最终确定了最优方案为方案6(A3B3C2),即顶板采用锚杆间排距为1 100 mm×1 000 mm、帮部锚杆间排距1100 mm×1 400 mm(使用1根)、锚索交叉支护方案,留设煤柱宽度15 m。     

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。     

特厚煤层强动压巷道围岩控制技术研究

针对特厚煤层强动压巷道难维护问题，以中煤平朔井工一矿19110辅运巷道为研究背景，采用数值模拟、理论分析和现场实测等方法，对巷道围岩的采动应力演化规律、变形破坏特征进行了研究，开展了支护方案优化设计和现场试验。研究结果表明：巷道受回采工作面采动支承压力显著影响位置主要发生在滞后临近回采工作面的采空区后方；根据不等压巷道弹塑性力学分析可知，侧压系数对巷道围岩的变形和破坏具有较大影响，巷道的变形量和塑性区半径均随着侧压系数的增大而增大。依据数值模拟和理论计算确定的侧压系数小于2，巷道塑性区半径按1.90 m设计，巷道支护优化设计方案为：锚杆均采用MSGM-335、Φ22 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢，顶锚杆间排距为900 mm×1 000 mm，每排布置6根，最外1根距帮350 mm，安设钢带加强支护；帮锚杆间排距为1 200 mm×1 000 mm，左右帮各布置3根，上面1根距顶300 mm；锚索采用Φ21.8 mm十九芯钢绞线，长度视顶煤厚度采用10 300～13 300 mm，每排布置2根，间排距为2 000 mm×3 000 mm。现场试验巷道变形监测结果表明，支护方案对...     

特厚煤层综放开采沿空掘巷技术研究

针对砚北煤矿27 m特厚煤层综放开采沿空掘巷技术应用的难题,采用理论分析和数值模拟方法,研究了特厚煤层综放开采沿空掘巷可行性、沿空掘巷位置、小煤柱合理宽度以及锚杆支护参数。研究结果表明:特厚煤层综放开采沿空掘巷技术上可行,小煤柱护巷为最佳掘巷方式;小煤柱合理宽度为7.6 m。锚杆支护方案为:顶板每排7根长2.4 m锚杆,帮部每排4根长2.2 m锚杆,锚杆直径均为22 mm,排距为0.8 m,顶板采用锚索补强。该技术实施效果显著,有效地控制巷道围岩的位移和变形,保障了巷道安全稳定,满足回采期间的采动影响,极大地丰富和完善了采动巷道围岩控制理论与技术。     

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。     

候村煤矿井下巷道支护研究

文章以侯村煤矿六采区工作面巷道为工程背景,针对本矿地压较大、工作面巷道大断面煤巷较难支护的特点,利用三种支护方案,分别对巷道进行支护,利用顶板离层仪和激光测距仪分别对顶板离层量和巷道位移量进行测量,通过三种支护效果的对比,得出结论:当顶锚杆间排距为800 mm×1 000 mm,帮锚杆间排距为800 mm×1 000 mm时,能够确保巷道稳定与安全,研究结果可为类似条件下的大地压矿井支护提供参考。     

郑州矿区“三软”煤层沿空掘巷锚网支护技术研究*#br#

沿空掘巷技术能够显著提高回采率,但是在工作面与相邻采空区之间的应力集中区域,巷道支护难度较高,导致该技术的应用受到一定限制。针对郑州矿区“三软”煤层沿空掘巷变形大、返修率高等问题,根据极限平衡理论,通过分析巷道围岩受力状态,提出了相应的锚网支护技术,得到留小煤柱的合理宽度为2 m。同时运用FLAC2D软件对31071工作面、31091工作面开采后的煤柱内侧向支承压力的分布规律进行了分析,探究了影响巷道围岩变形的关键因素,并设计了锚杆安装预应力为50 kN的锚网索联合支护方案,主要参数为顶锚杆规格20 mm×2 400 mm,间排距750 mm×800 mm;帮锚杆规格20 mm×2 000 mm,间排距700 mm×800 mm,并于31091工作面回风巷对该方案进行了工业性试验,试验结果反映出该方案应用效果良好。     

窄煤柱护巷巷道锚杆支护参数优化研究

针对窄煤柱护巷巷道合理的煤柱尺寸和锚杆支护参数设计难以确定的问题,以棋盘井矿0913工作面为研究对象,采用UDEC数值模拟和现场实测的综合研究方法,分析了煤柱宽度和锚杆间排距对巷道围岩应力分布及变形规律的影响,确定了窄煤柱合理尺寸为5.0 m;优化了锚杆的支护参数:锚杆长度2.4 m,锚杆排距0.8 m,顶锚杆间距0.8 m,帮锚杆间距0.9 m;成功指导了现场工程实践,有效控制了窄煤柱巷道的围岩变形,保障了巷道的使用安全。     

特厚煤层综放沿空巷道煤柱合理宽度与巷道支护研究

以马道头煤矿8201工作面为研究背景,采用理论计算推导出采空区侧向基本顶破断位置计算公式,得出8201工作面侧向基本顶位于煤壁内6.42m处破断,结合采空区侧向支承压力分布曲线和工作面地质生产条件,确定窄煤柱宽度为8m;利用FLAC~(3D)模拟软件分析沿空巷道掘进后巷道变形特征,结果表明:在8m宽窄煤柱条件下,沿空巷道表现为煤柱侧顶板下沉量明显大于实体煤侧、煤柱帮鼓出量大于实体煤帮的非对称破坏。针对5203沿空巷道围岩控制难点,提出采用"不对称锚索桁架+煤柱帮锚杆索支护+煤柱帮注浆"的联合控制技术,并用于现场试验,取得较好的控制效果。     

挖金湾煤矿煤柱工作面巷道布置及支护技术应用研究

为解决挖金湾煤业大巷保护煤柱回收工作面巷道布置和支护问题,设计采用“锚网索梁”联合支护方式。结果表明,回风平巷侧小煤柱合理宽度为5m,运输平巷侧保护煤柱合理宽度为30m,顶板下沉量最大为125mm,底板底鼓量最大为28mm,窄煤柱帮最大位移量约为123mm,回采帮最大位移量约为180mm,巷道断面能够满足掘进和工作面回采的要求。     

郑州矿区“三软”煤层沿空掘巷锚网支护技术研究

沿空掘巷技术能够显著提高回采率,但是在工作面与相邻采空区之间的应力集中区域,巷道支护难度较高,导致该技术的应用受到一定限制。针对郑州矿区"三软"煤层沿空掘巷变形大、返修率高等问题,根据极限平衡理论,通过分析巷道围岩受力状态,提出了相应的锚网支护技术,得到留小煤柱的合理宽度为2 m。同时运用FLAC~(2D)软件对31071工作面、31091工作面开采后的煤柱内侧向支承压力的分布规律进行了分析,探究了影响巷道围岩变形的关键因素,并设计了锚杆安装预应力为50 kN的锚网索联合支护方案,主要参数为顶锚杆规格φ20 mm×2 400 mm,间排距750 mm×800 mm;帮锚杆规格φ20 mm×2 000 mm,间排距700 mm×800 mm,并于31091工作面回风巷对该方案进行了工业性试验,试验结果反映出该方案应用效果良好。     

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

针对近距离煤层开采条件下,采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题,本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景,结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状,确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护,煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护,掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求,又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后,28d内顶板浅部离层23mm,顶板深部离层31mm,巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm;28d后,巷道断面再无变形,巷道围岩稳定。     

某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选

结合现场观测成果,对某矿三采区相向掘进沿空动压巷道(12306轨道巷)顶板及巷帮的变形特征进行了分析,认为巷道顶板和煤柱侧巷帮变形量较大,实体煤侧巷帮变形量较小,巷道变形呈现不均称特征。结合12306轨道巷变形特征分析,认为该巷道原支护方案中锚杆选型、锚杆支护密度、钢筋梯安装角度均不合理。根据上述分析,设计了3种锚杆支护方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ),并进行了数值模拟分析。研究表明:方案Ⅰ对于巷道围岩稳定性的控制效果最优,即12306轨道巷合理的支护方案应为采用规格为22 mm×2 200 mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护,顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固,锚杆间排距为800 mm×800 mm;右帮锚杆全长锚固,锚杆间排距为600 mm×800 mm,靠近顶板位置的锚杆与水平方向呈20°夹角安装。     

基于UDEC的锚杆支护数值模拟研究

平禹煤电四矿开采煤层为松软煤层,工作面采用工字钢或U型钢架棚支护已经不能满足要求。根据工作面生产地质条件,建立了锚杆支护的数值模拟模型,煤层采用软化模型,其余为摩尔—库仑模型。通过模拟试验,分析了锚杆直径、锚杆长度和锚杆支护间排距对巷道支护效果的影响。模拟结果表明,选用下列支护形式可以满足要求:锚杆直径为20 mm,顶板、两帮锚杆长分别为2.4,2.6 m,顶板、上帮、下帮锚杆间排距分别为800 mm×800 mm,700 mm×800 mm,600 mm×800 mm。     

采空区下巷道锚杆支护参数优化数值模拟分析

为研究采空区下布置巷道围岩的控制技术,以厚煤层采空区下布置的2311工作面巷道支护参数选择为背景,采用数值模拟技术,利用正交试验,建立了27组锚杆支护巷道围岩力学模型,分析了不同支护参数与巷道围岩变形之间的关系,确定了最优巷道锚杆支护参数方案。结果表明:基于极差分析,影响巷道顶底板变形的最大因素包括帮与顶锚杆间距、帮与顶锚杆排距,其中帮锚杆长度、帮锚杆间距、间排距等三个因素对巷道两帮的变形影响最大;基于灰色模糊理论,确定锚杆间排距0. 7 m、锚杆直径18 mm、顶锚杆长2. 6 m和帮锚杆长2. 4 m为最优支护参数方案。模拟结果为现场巷道围岩控制提供了理论基础。     

赵庄二号井回采巷道锚网索支护参数优化研究

针对煤矿井下巷道锚网索支护参数选取随意性和盲目性导致巷道支护强度过低或过强问题。以赵庄二号井矿2305工作面回风巷道为工程背景,通过理论计算初步确定回风巷道锚网索支护参数,在此基础上设计锚杆的长度、间排距和锚索密度3种巷道支护参数优化方案,采用FLAC^3D数值模拟软件对锚杆不同长度、间排距和不同密度锚索下巷道围岩应力和巷道表面变形监测进行分析对比,确定最合理的方案。研究结果表明:随着锚杆长度由1.5 m增大至2.5 m过程中,巷道变形量逐渐减小,长度在大于2.5 m之后巷道变形量较小且无明显变化;随着锚杆间排距逐渐增大,锚杆之间产生有效应力区重叠部分逐渐减小直至分离,巷道变形量也逐渐增大;随着锚索密度增大,锚索在巷道顶板有效压应力影响范围越大,巷道变形量逐渐减小。在满足工程支护强度下,考虑经济成本、施工速度等因素最终确定锚杆长度2.5 m、间排距1 000 mm×1 000 mm,锚索每排2根最合适。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

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。     

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。