含软弱夹层煤巷支护改进方法研究

针对含软弱夹层煤巷支护不合理导致的巷道变形严重问题,文章采用理论分析、数值模拟与现场监测相结合的方法,对含软弱夹层煤巷支护改进方法进行了研究。结果表明：锚杆与锚索合理排距分别为1.2 m与3.6 m,煤柱帮及回采帮锚杆长度合理值分别为2.0 m和2.2 m;通过数值分析不同支护方案,优化后的支护参数对于巷道围岩稳定性控制效果最佳。针对含软弱夹层煤巷研究提出了“锚杆+锚索+金属网+钢带”联合支护方法,通过现场实践,巷道顶板下沉量、煤柱帮位移量及回采帮位移量分别降低57.5%、57.7%与55.9%,有效保证了含夹矸煤巷的稳定性。     

动静载荷下含软弱夹层巷道围岩稳定性分析北大核心

为探究动静载荷下含软弱夹层巷道围岩变形破坏规律,以龙凤煤矿深部运输巷道为研究对象,运用FLAC^(3D)数值模拟软件对动静载荷下含软弱夹层巷道围岩力学变形特征进行了研究,并结合现场巷道实际情况提出支护优化方案。结果表明:动载荷作用对巷道两帮的影响大于巷道顶底板;动载荷作用下巷道围岩变形破坏范围相较于静载荷更加充分,软弱夹层与相邻岩层更易发生离层,且在巷道顶板形成有冒落风险的危险区域;新采用的锚杆锚索联合支护措施下围岩稳定性明显提高,保证了矿井安全生产。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

大断面复合顶板回采巷道锚网支护技术

针对某煤矿大断面复合顶板回采巷道具体地质条件,采用理论分析和现场实践相结合的方法,对大断面复合顶板巷道支护方式进行了研究分析。理论分析得出,增大支护阻力Pb,可以控制巷道围岩塑性区的发展,而肩部和底角是巷道受力大、最容易破坏的位置。计算得出,巷道围岩最大破坏范围最大为1.39 m,结合现场实际确定顶板锚杆采用Ф20 mm的螺纹钢锚杆,长度为2.5 m,间排距为1 000 mm×900 mm。现场实测得出,工作面巷道顶底板移近量累积最大为108 mm,两帮移近量累积最大为98 mm,巷道顶板最大离层量为55 mm,支护效果良好,研究成果可为其他矿区大断面复合顶板煤层开采提供依据。     

高应力坚硬顶板煤层巷道锚杆支护方案的确定

针对国内某大型矿井高应力坚硬厚顶板煤层巷道锚杆支护方案的优化问题,通过分析初步确定了锚杆支护的候选方案,随后利用数值计算各方案时巷道围岩的稳定性,并据此确定锚杆支护方案.研究结果表明:该矿回采巷道属于高应力坚硬厚顶板煤层巷道,属于I类巷道顶板,巷道支护的重点应在巷道两帮.锚杆支护参数(锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距)对支护效果有较大影响.该矿条件下,帮部锚杆间排距对支护效果的影响较敏感;回采巷道帮部锚杆采用直径18mm、长度2.4m、间排距0.8m、锚固长度0.8m时锚固效果较好,能满足巷道稳定性要求.     

综放工作面回风巷锚网索联合支护技术优化

裕泰煤业15104综放工作面回风巷两帮为实体煤、顶板为含夹层的软弱顶板,采用锚网与锚索联合支护,支护参数不合理,巷道掘进过程中受相邻工作面回采影响,动压显现强烈,加之巷道断面较大,出现严重煤壁片帮、顶板下沉的情况。通过分析巷道围岩稳定性,对原支护参数进行优化,提出顶板采用短锚索+加强锚索支护,帮部采用锚杆+加强锚索支护。现场应用实践表明,锚杆、锚索受力稳定,巷道围岩变形量和顶板离层量均控制在合理范围内,对条件类似的综放工作面软弱顶板巷道控制有一定借鉴意义。     

大断面矩形巷道支护参数设计研究

文章针对坚硬顶板下矩形巷道断面加大后的围岩稳定性控制问题,对未支护过的大断面矩形巷道进行锚杆支护设计,介绍了扁椭圆巷道围岩破坏范围的计算方法,并对大断面矩形巷道的锚杆锚索联合支护进行计算设计,采用数值模拟探究支护后的巷道围岩变形情况,最后对巷道的围岩变形及变形速率进行现场长周期监测。数值模拟结果显示,围岩应力主要集中于顶板左右边角处。巷道围岩最大主应力和水平应力均在锚杆承力范围内。现场监测结果显示,锚杆支护后,围岩顶板最大位移158mm,两帮最大位移61mm。围岩变形相对大断面较小,并在检测周期结束时,围岩几乎不再变形。文章介绍了坚硬顶板大断面巷道锚杆支护计算方法,并通过数值模拟和现场监测验证了支护效果,可对相关巷道断面扩大围岩支护工程提供一定经验。     

深部大断面软岩巷道变形破坏机理及高预应力支护技术

针对兴跃煤矿2#煤层回风大巷围岩变形量大这一问题,基于弹塑性力学及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值计算的方法,对深部大断面软岩巷道的变形破坏机理及高预应力联合支护技术进行了研究,提出采用"锚杆+钢筋梯子梁+钢筋网+锚索"联合支护方案。现场工程实践表明,采用高预应力联合支护技术后,顶板下沉量为48 mm,两帮移近量为86 mm,底鼓量为120 mm,离层量控制在26 mm以内,效果良好,得出高预应力联合支护技术可以较好控制大断面软岩巷道围岩变形及顶板离层,提高巷道整体稳定性。     

复合顶板松软煤层巷道破坏机理及高预应力支护技术

针对崇升煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统棚式支护难以控制围岩变形量大这一问题,基于实验室力学性能测试及巷道围岩控制理论,采用理论分析及数值模拟计算的方法,对复合顶板松软煤层巷道的破坏机理及高性能预应力支护体系进行了研究,得出了巷道围岩连锁失稳、破坏机理及其相关解决技术。现场工业性试验表明,采用高性能预应力支护技术后,顶板下沉量为43 mm,两帮移近量为115 mm,离层量控制在33 mm以内,效果良好,得出高性能预应力锚杆支护可以较好控制复合顶板松软煤层巷道的围岩变形,提高巷道的整体稳定性。     

大断面厚层复合顶板煤巷帮顶协同支护技术

为解决陈四楼煤矿2513胶带顺槽大断面厚层复合顶板煤巷支护困难的问题,分析了巷道的围岩稳定性,得出了顶板运移过程可分为层间滑移、挠曲离层、失稳冒落3个阶段,而帮部稳定性的决定因素为极限应力平衡区的宽度。根据围岩情况,采用了以顶板锚杆索阶梯式支护技术和帮部走向锚索梁支护技术为核心的协同控制技术。观测表明:顶板最大下沉量为73 mm,两帮最大移近量为147 mm,2 m基点离层量为19 mm,6 m基点离层值为33 mm,有效控制了巷道围岩,巷道维护满足生产需要。