桁架锚索支护系统在复合顶板巷道中应用

针对大断面复合顶板巷道在掘进过程中出现的垮冒灾害问题,提出桁架锚索支护系统方案。对原有和新方案进行数值模拟分析,并在现场进行巷道围岩变形监测。模拟结果表明桁架锚索支护方案比原方案,在开挖第一横和第二横后顶板位移量分别减少161 mm和210 mm;水平位移量分别减少149 mm和210 mm;围岩塑性破坏区范围分别减少90 mm2和110 mm2。现场监测结果显示支护24 d后两帮和顶板的变形都趋于稳定。     

松软破碎岩层巷道的采掘与支护研究

以深部开采中常见的松散破碎围岩巷道为研究对象,针对松散破碎巷道的掘进支护开展探究。结合具体工程实际,在分析松散破碎巷道掘进支护难度的基础上,针对掘进支护方案进行整体优化,提出"短掘短支+机载临时支护+永久支护优化"的综合治理方案,并对应用效果进行监测分析。结果表明,巷道顶板与两帮移近总量未超过50 mm,围岩变形速率均值低于2 mm/d,表明支护优化后设计合理有效,能够有效保障生产作业的安全、快速开展。     

弱含水条件下软岩巷道顶板破坏机理与控制技术

针对王洼二矿软岩回采巷道掘进初期顶板变形严重,在顶板弱含水的长期作用下,掘后顶板持续性整体下沉,导致支护困难的实际情况,对顶板围岩进行了成分、微结构分析和现场观测。在此基础上,分析了弱含水条件下软岩巷道顶板变形破坏的机理:即巷道微结构宏观发育和围岩物理力学强度低是巷道掘进初期顶板变形的主要原因,水的存在和长期作用将会导致巷道顶板后期变形更为严重。提出了高强度高预应力围岩控制方案并应用于实践。现场实测表明,巷道顶板最大下沉量为45 mm,并进入长期稳定状态,巷道支护状况良好。     

高预应力支护在寺河矿西二盘区大断面顺槽巷道中的应用

针对寺河矿西二盘区巷道在掘进过程中围岩十分破碎、巷道变形严重、顶板和两帮位移较大、底鼓剧烈的问题,运用数值模拟软件,分析不同支护方案时预应力扩散情况和巷道掘进时期围岩变形破坏情况,并对支护效果进行观测研究分析。研究得出W23013顶板布置6根锚杆最为合适,压应力叠加区域非常明显,巷道顶板下沉量为86 mm,降低了69%,两帮煤体相对移近量为165 mm,降低了57%;锚杆直径为22 mm时,沿着锚杆长度方向围岩受力更为均匀。     

复杂条件下巷道快速掘进技术研究

制约6503运输巷快速掘进的因素包括地质构造、围岩性质以及煤层厚度等，结合现场条件对巷道设计支护参数进行改造，并提出通过引进EJM340/4-2H掘锚一体机提高破岩、运输及支护效率，通过掘锚一体机与锚杆转载机前后平行作业提高围岩支护效率、减少支护耗时。6503运输巷快速掘进技术应用后，巷道月掘进进尺可达到480～560 m,围岩变形量较小，掘进迎头无顶板冒落、巷帮大变形或者顶板变形量大等问题。     

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。     

永兴矿深部巷道围岩变形特征实测分析

深部巷道与浅部巷道围岩变形规律和特征具有较大差异。为分析深部巷道围岩变形特征,以永兴矿二水平-960 m水平,埋深约1 000 m的巷道为例,采用实测分析的方法进行研究。分析实测数据得到:围岩的两帮位移量、顶板位移量和底板位移量大约都是在80～85 d后稳定,位移量都稳定时大约在85～105 mm;围岩的位移速度大约在85～105 d后趋于稳定,围岩的位移速度稳定后都降低到0.2 mm/d以下;锚杆和锚索的受力大约在90～100 d后趋于稳定,锚杆受到的载荷大约为13.5 t,锚索受到的载荷约20 t。可以得出永兴矿深部巷道围岩变形大约在掘支后的100 d内围岩位移量、围岩变形速度和围岩应力都趋于稳定。     

黄陵二号煤矿回采巷道围岩变形监测及分析

系统研究巷道围岩的变形规律,对实现开采工作面准备和巷道掘进的安全高效推进具有十分重要的作用。针对黄陵二号煤矿巷道出现的围岩变形情况,在合理布置顶板岩层位移监测孔的基础上,通过采用多点位移计对矿井回采巷道的围岩变形进行量化监测,分析了巷道围岩中的变形与位移特点及其影响因素。研究表明:在回采过程中,要做好回采工作面100 m范围以内的巷道支护工作;巷道顶板最大下沉量为14 mm,可将最大下沉值与临界沉降值(由锚杆有效伸长量决定)进行对比,确定了支护方式;此外,支护在减小围岩变形和顶板下沉方面有一定作用,如果没有支护或支护不足,围岩松动范围将大于监测值。摸清了巷道围岩的变形规律,优化了巷道支护设计与施工技术,为矿井生产提供了有效的技术支持。     

TBM施工煤矿深埋硬岩巷道围岩稳定性分析及工程应用

针对首次立井煤矿TBM掘进硬岩巷道工程应用实际,进行了巷道围岩稳定性分析和施工信息化监测,并采用ABAQUS有限元数值软件研究了巷道围岩位移场、应力场和塑性区的分布规律,分析了拟定支护方案的巷道围岩稳定性。结果表明,巷道顶部的最大下沉量为33.26 mm,巷道围岩的塑性区范围为0.8~1.2 m。确定支护方式为锚网支护。在试验巷道掘进过程中,进行了围岩内部裂隙发育情况、巷道收敛变形和锚杆受力监测。巷道顶板围岩破损深度达1.5 m,两帮最大收敛量为12 mm,锚杆轴力变化范围为43.1~65.1 k N。TBM施工硬岩巷道月进尺达404 m,相比传统的钻爆法和综掘法单进提高5~10倍,工程应用表明,该工法安全高效。     

掘锚分离煤巷围岩变形分析及其控制研究

为提高煤巷传统锚掘分离条件下的掘进速度,保证矿井正常接替,利用数值模拟分析锚掘分离情况下巷道围岩应力、变形及塑性区分布情况,得出:掘进迎头后方15m范围内,巷道垂直应力最大值在12.4～12.7MPa,水平应力最大值在12.80～13.00MPa之间;顶板位移量差别不大,巷道变形最剧烈范围在巷道掘进迎头后方0～10m范围内。根据数值模拟结果及现场地质条件确定"树脂锚杆+锚索"支护体系,根据巷道变形观测,顶底板最大移近量为78mm,两帮移近量最大在55mm,随着巷道掘进,巷道变形基本不变,掘锚分离可行。     

赵庄煤矿1312运输巷道复合顶板围岩控制技术研究与应用

为保障1312运输巷道复合顶板围岩的稳定,采用理论分析的方式进行复合顶板变形失稳机理的分析,确定影响顶板稳定的主要因素为:煤帮承载特征、软弱夹层、顶板水及锚杆索工作状态,基于复合顶板变形失稳机理,确定巷道采用顶板协调、高增阻、强初撑和高工作阻力的支护原则,结合巷道特征进行支护方案设计,在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明:巷道掘进期间,顶板下沉量和两帮移近量的最大值分别为72 mm和163 mm,支护方案有效保障了围岩的稳定。     

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。     

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。     

汾源煤业5-1021巷过断层支护技术研究

汾源煤业5-1021巷在掘进中将通过断层,为保障巷道的顺利掘进,分析了断层对巷道掘进的影响,提出过断层支护方案,并对巷道顶板离层、围岩表面变形等情况进行监测。结果表明:在断层处巷道顶板离层量最大,围岩表面变形量最大,但通过对巷道围岩进行支护后,这些参数都在可接受范围内,巷道围岩的稳定性得到了有效保障。     

望云煤矿150101运输巷锚杆支护参数优化研究与应用

为合理优化150101运输巷的支护参数,基于巷道原支护方案现场应用效果,现采用数值模拟的方式进行锚杆合理参数的分析,根据模拟结果得出锚杆合理排距为1 200 mm,顶板和两帮锚杆合理间距分别为1 100 mm和1 300 mm.根据运输巷具体的地质情况,结合锚杆合理参数分析结果,进行巷道锚网支护优化方案的设计,并在支护优化方案实施后持续进行围岩变形监测。结果表明：运输巷围岩支护方案优化后,巷道掘进期间围岩变形量小,保障了围岩稳定,降低了支护成本。     

开元煤矿15401进风巷支护方案优化及应用研究

开元煤矿15401工作面范围内存在多个陷落柱,进风巷及辅助进风巷掘进初期,顶板和两帮变形严重,将影响巷道的正常使用,为解决该问题,以提高支护强度为核心,提出多个备选支护方案并通过数值模拟分析进行优选,现场应用期间位移监测结果表明,采用优化后的支护方案掘进期间,顶板下沉量稳定在30mm以下,两帮相对移近量稳定在25mm以下,围岩整体稳定,解决了围岩变形严重的问题。     

大断面切眼顶板分区控制技术

针对大断面切眼巷道掘进切眼宽度加大,巷道围岩破碎严重,围岩难以控制问题。对矿井巷道围岩具体的地质情况和大断面切眼围岩变形破坏情况进行了分析,提出了大断面切眼顶板分区控制技术,采用二次成巷锚网索+单体液压支柱补强支护。在切眼内布置测站,监测结果表明:该方案能够有效控制大断面切眼巷道围岩变形,控制后巷道顶底板变形量最大可达到160mm,两帮变形量最大可达165mm,围岩变形量都在一个月左右趋于稳定。相比原来变形情况明显减小。支护效果好,保证了大断面切眼安全使用。     

掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

四明山煤矿9104运输巷综掘施工工艺研究

根据9104运输巷断面大的特点,提出采取短掘短支的掘进支护工艺,分层进行掘进支护。根据围岩的完整性不同,在顶板完整、顶板破碎和易片帮区域围岩分别采用不同的掘进施工工艺。采用锚网索支护和注浆加固提高巷道的承载能力,分别设计了锚网索支护和注浆参数。采用"十字布点"监测巷道围岩变形量可知,支护取得了良好效果。     

钻场大断面锚索加强支护效果分析

常村煤矿生产随着向下水平的延伸,工作面瓦斯逐渐增大,掘进过程中必须施工瓦斯钻场进行边掘边抽,由于钻场跨度大,需对顶板进行加强支护。通过采用FLAC~(3D)三维数值模型模拟钻场掘进过程中围岩应力变化规律和围岩位移变形规律,设计了锚索加强支护方案,现场实施及矿压监测表明,巷道顶板下沉量在35～65 mm,巷帮的位移量在55～95 mm,取得了良好的支护效果,保证了钻场大断面顶板安全。