破碎顶板高预应力锚杆与桁架支护系统试验研究

天安一矿戊9-10-31020风巷埋深610~760 m,巷道顶板上方2.8~4.0 m为戊8煤层采空区。受戊8-31020工作面采动影响,戊9-10-31020风巷顶板十分破碎,锚杆支护困难。为实现戊9-10-31020风巷快速、安全、经济的掘进目标,采用数值分析方法研究了破碎顶板条件下高预应力锚杆与桁架支护系统的支护参数,试验监测结果证明,此支护系统可有效解决近距离煤层采空区下破碎顶板的巷道支护难题,具有很好的推广应用前景。     

高煤帮巷道锚杆锚索支护合理预紧力匹配设计及应用

巷帮锚杆锚索预紧力不匹配是造成高煤帮巷道支护失效的重要原因之一。文章分析了某矿30211综采工作面回风巷帮锚索崩断射人事故原因,采用FLAC_^3D软件模拟了巷道采用锚杆、锚索联合支护时二者的匹配关系。结果表明：锚杆、锚索两种延伸率差别很大的材料用在同一条巷道的同一侧帮时,延伸率小的锚索承担的载荷较大,先破断; 锚杆、锚索预紧力联合作用在巷道帮部围岩表面及内部附近形成了大小不等的压应力区,随着预紧力的增加,压应力值和范围也在不断扩大; 锚杆的预紧力矩设定在200~300N?m之间,且锚索的预紧力设定在200~250kN之间,是比较合理的匹配方案。研究结果对高煤帮巷道支护设计和施工具有一定的指导意义。     

破碎顶板预应力锚杆桁架支护系统研究

天安一矿戊9-10-31020风巷埋深610～760 m,巷道顶板上方2.8～4.0 m为戊8煤采空区。受戊8-31020面采动影响,戊9-10-31020风巷顶板十分破碎,锚杆支护困难。为实现戊10-31020风巷快速、安全、经济掘进的目标,采用数值分析方法研究了破碎顶板条件下高预应力锚杆与桁架支护系统的支护参数。试验监测结果证明,此支护系统可有效解决近距离煤层采空区下破碎顶板的巷道支护难题,具有很好的推广应用前景。     

复合顶板煤巷围岩变形数值模拟及支护研究

利用FLAC3D对复合顶板煤巷分别进行无支护和有支护条件的数值模拟。通过对无支护条件下的模拟过程及结果的分析,得出了围岩应力变化规律及巷道变形控制理论,提出了针对复合顶板煤层巷道的锚杆锚索联合支护方案,通过进一步的数值模拟分析,证明该方案具有良好的支护效果。此结果可以为复合顶板煤层巷道支护提供设计依据。     

大断面切巷支护技术应用

针对长春兴煤矿307工作面切巷施工期间受煤层赋存、围岩应力影响,切巷在施工过程中很容易出现顶板破碎、冒漏等现象。采用FLAC^3D数值模拟分析307工作面切巷支护过程中围岩塑性分布区和水平应力分布区,提出了“桁架锚索+恒阻锚索+柔性纤维网+水力膨胀锚杆”协同支护技术。实际应用效果表明：采取联合支护技术后顶板最大下沉量为76 mm,回采侧巷帮最大鼓出量为30 mm,达到了控制巷道围岩变形的目的。     

极近距离煤层变厚度顶板下部回采巷道综合控制技术

针对三交河矿极近距离煤层采空区下变厚度顶板下部煤巷布置及合理支护的技术难题,通过上部残留煤柱应力扩散分析与提高掘采回收效率考量,确定601首采面两巷采用反向大错距的布置方案。在开展现场巷道顶板窥视、锚固力测试与预紧扭矩转化试验的基础上,提出了适应不同地质条件的煤巷差异化支护方案:架棚-锚杆联合支护、锚杆-锚索支护及锚杆-钢带-锚索支护。在井下实施了两条回采巷道的全进尺支护示范,监测结果表明:掘巷期间锚杆锚索工作载荷快速稳定,预紧力设计合理,围岩最大变形量30mm;回采期间超前巷道顶板最大下沉93mm。相关回采巷道综合控制技术保障了近距离下部煤层的安全高效开采。     

高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

特厚煤层沿底煤巷在地质构造带的支护技术实践

特厚煤层沿底掘进巷道在地质构造带常规锚杆锚索支护状况下,顶板极易弯曲下沉,并形成松动离层,无法有效支护。在实践经验基础上,通过分析顶板的不同破碎情况,提出采用锚杆、三眼锚索梁联合支护边锚索呈60°斜拉伸入到稳定煤层中的方式,结合在破碎煤层中穿钢针的方法进行支护,巷道顶板及围岩得到有效的控制。监测结果表明,顶板离层及巷道表面位移量满足巷道支护要求。     

西部矿区上行开采松软破碎围岩回采巷道支护技术-增刊

秦华煤矿位于库尔勒市焉耆盆地西南缘,其主采煤层群间距近、层间岩层松软破碎,受上行开采影响,上部煤层回采巷道支护难度较大。建立FLAC3D数值模型,分析下伏煤层回采支承压力对上部煤层作用与影响区域,确定上行开采条件下回采巷道合理位置,优化巷道支护方案。研究表明,秦华煤矿上行开采条件下上覆煤层回采巷道应内错式布置,内错4-8m为宜。巷道顶部采用全锚索支护时,巷道围岩应力集中系数、塑性破坏范围均较小,促使巷道拱顶区域巷周应力峰值向围岩深处转移,改善巷道浅部围岩应力环境。巷道拱部采用全锚索支护,与单纯锚杆-锚索支护结构相比,具有锚固岩层范围广、支护强度大、支护效果好的优点,在松散破碎围岩下巷道的支护体系内,巷道顶板岩层应建立全锚索支护体系。     

锚杆锚索联合支护在马脊梁矿的应用

马脊梁矿14号层机轨合一巷断面大,巷道围岩应力大,煤层顶板属复合层顶板,顶板整体强度低,在原有的锚杆支护的基础上,选择合理的支护参数,以锚索组成锚、尼龙网、及锚索联合支护,提高了煤巷的支护效果。     

柳林煤矿采空区下煤层回采巷道支护参数优化分析

柳林煤矿5#煤层与上部4#煤层间距很小,顶板平均厚度3.69 m,且顶板起伏变化大,强度低,易破碎,给巷道支护造成困难, 5#煤层工作面开采过程回采巷道支护参数与一般常规工作面回采巷道不同,需进行针对性的分析。基于此,通过数值模拟计算,分析了5#煤层回采巷道上覆岩层为煤柱及采空区条件下,不同顶板锚杆长度、不同两帮锚杆长度、不同锚杆间距及不同锚杆排距下的巷道围岩变形规律。根据数值模拟结果,考虑回采巷道的实际情况,以形成巷道的整体支护结构为基础,确定了5#煤层回采巷道合理的锚杆支护参数。     

采动影响下底板瓦斯抽放巷稳定性研究

针对某矿底板瓦斯抽放巷受上部煤层采动影响破坏严重的现象,采用UDEC数值模拟对9#煤层开采过程中底板瓦斯抽放巷的稳定性进行分析,研究了采动影响下支承应力在煤层底板中的传播规律、底抽巷应力场、塑性区分布和围岩位移变化情况。通过采用锚杆锚索联合支护的方式,顶底板和两帮位移量明显减小,取得了较好的支护效果,保证了采动后底抽巷的抽采效果。     

近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值模拟分析

针对西北地区某矿近距离煤层开采分组集中大巷稳定性问题,建立了近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值计算模型,分析了近距离煤层开采后顶板位移、顶板应力、围岩应力演化规律、锚杆（索）预应力场以及裂隙场演化规律。结果表明：（1）近距离煤层开采之后,大巷煤柱两侧的顶板发生断裂垮落,距离大巷煤柱越远,顶板下沉量越大;(2)随着近距离煤层开采,大巷之间保护煤柱的集中应力逐渐消失,工作面两侧大巷保护煤柱中出现10 MPa的应力集中现象,应力降低区范围大大增加,应力转移到左右工作面大巷保护煤柱中;（3）随着煤层开采,大巷围岩在地应力场与锚杆（索）预应力场的叠加场影响最小主应力的压应力逐渐增加,并在巷道周围形成了一个闭合连续的压应力带,其范围不断增大,最小主应力值逐渐减小,且下层煤的开采使上层煤的大巷锚杆（索）所受的力增加;（5）下层煤的开采使得上层煤两侧工作面大巷保护煤柱的剪切破坏带深度增加,最大破坏深度增加14 m,下层煤的大巷只在两帮出现深度为2 m的剪切破坏区,而两侧工作面的大巷保护煤柱出现10 m的剪切破坏。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

综采工作面过空巷及穿层巷技术的研究

14214综采工作面因所采煤层与上覆煤层层间距小,顶板岩性差,顶板管理难度较大。在回采过程中又遇一空巷及与上覆煤层相通的穿层联络巷,当工作面推移至此位置时,由于其所致的空顶面积大及层位关系复杂,给工作面回采时的管理,特别是顶板的控制提出了新的要求。因此,东曲矿通过多种支护手段与措施对综采工作面过空巷及穿层巷技术进行了研究,并通过生产实践,顶板得到了有效控制,确保了综采工作面按正规循环安全顺利推进。     

灰岩顶板巷道小煤柱尺寸确定及支护技术研究

辛置煤矿东四左翼采区开采10号煤层,基本顶为K2灰岩,为提高资源回收率,工作面间留设小煤柱。在地质力学参数测试和分析的基础上,理论分析和数值模拟确定了工作面合理小煤柱尺寸,设计了高预紧力锚杆锚索巷道支护方案,进行了现场试验。试验结果表明,6 m小煤柱设计宽度合理,巷道围岩应力较低;掘进期间锚杆锚索预紧力高主动支护效果好,锚杆锚索受力稳定,回采期间巷道两帮变形量可控,能满足工作面安全、高效开采的需求。     

上行开采工作面顺槽支护方案及实践

象山矿南二上山采区采用上行开采,3#煤层与下部5#煤层间距17~26 m,21305工作面位于5#煤层采空区顶板强裂隙带内,煤层及顶底板破碎,开掘巷道具有一定的风险。为了确定21305工作面顺槽的合理位置和支护方案,在明确工作面工程背景后,预判了裂隙带内3#煤层及顶底板完整性及开采可行性;分析确定了顺槽的合理位置,最终确定了顺槽合理支护方案,并对巷道掘进期间的问题及维护进行了介绍。分析认为,下部煤层开采后对上煤层破坏影响程度较小,上部3#煤层可进行正常掘进;设计21305工作面顺槽内错10 m,位于悬伸段内10~14.4 m处,此处3#煤层及顶底板比较完整,巷道稳定性较好,适合布置顺槽;顺槽采用该支护方式后,巷道掘进期间顶板无安全事故,但在后期掘进期间需加强顶板矿压观测,当围岩条件发生变化时,需及时调整支护参数以确保工作面顶板支护的安全可靠。     

大南湖一矿多煤层巷道围岩控制技术研究

基于多煤层巷道围岩岩性不稳定,采用单一的支护方式往往呈现区域性破坏的问题,运用数值模拟软件,根据大通湖矿辅助运输石门二的地质条件对巷道在不同围岩条件下的变形情况进行了模拟,并通过对模拟结果的分析,提出了穿多煤层巷道的合理支护技术:巷道在顶板为煤层时应采用锚网索支护,在两帮为煤层时宜采用U型钢棚式支护,在底板为煤层时应采用反拱控底并配合在巷道帮脚位置安装带下扎角的锚杆辅助控底。大通湖矿辅助运输石门二采用该支护技术保证了一采区3煤各工作面的安全生产。     

“两软一硬”厚煤层综采工作面超前扩巷施工技术研究与应用

某矿204综采面运输巷掘进期间,进入厚煤层时,由原来的沿顶掘进逐渐进入托顶煤施工,22204综采面回采期间,厚煤层区域由于巷道变形严重,不能满足采面安全生产的需要,同时也为了满足后期沿空留巷的需求,需要对22204运输巷进行扩巷、沿顶施工。在厚煤层中进行扩巷,由于之前托顶煤施工,顶煤最厚处达到3 m,若要沿顶施工,巷道中高将达到6 m左右,且扩巷后由于断面大,更容易导致巷道变形。针对厚煤层扩巷施工方面存在的问题,通过对综采工作面超前扩巷施工技术的研究,采用分层作业以及顶板打注浆锚杆、锚索,帮部打设锚索梁的方式,成功解决了厚煤层扩巷施工的难题。研究为地质条件类似的矿井在厚煤层综采工作面超前扩巷施工提供了参考。     

厚煤层巷道矿压显现规律研究

针对厚煤层开采时矿压对巷道的影响的问题,从理论和实践上阐述位于厚煤层内的区段集中巷、采区上（下）山及大巷整个服务期间采动影响过程中的矿压显现规律和围岩变形,以及厚煤层巷道的维护技术。利用FLAC^3D数值模拟软件,分别分析了采动条件下厚煤层区段集中平巷顶板压力规律以及采动条件下厚煤层区段集中平巷顶板位移规律。提出要掌握巷道的围岩性质及其对巷道维护的影响,合理确定护巷煤柱宽度,在邻近煤层开采中,采用上部煤层在厚煤层上方跨采,或者厚煤层巷道开掘之前上部煤层预先开采等卸压措施。从而避免了厚煤层开采过程中矿压对巷道的影响,保证了煤矿的安全高效回采。