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。     

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。     

深井大断面煤巷围岩控制技术

分析深井大断面煤巷变形特征及难控制的原因,通过模拟不同支护状态下巷道围岩变形情况,探讨了锚杆、锚索作用机理,提出及时抗、滞后让、控顶(底)固帮、高强度支护的控制原理。认为稳定的承载结构及早形成,并与支护体一同承载,从而加强巷道稳定性,利用锚杆自身的延伸量和锚索尾部安装的多级让压结构,确保支护体适应深井大断面煤巷围岩变形大的特点。工程实践表明,巷道掘进期间两帮移近量为140 mm,顶底板移近量为121 mm,巷道稳定性较好。     

采动条件下巷道支护方案优化与效果

类比2106工作面回风巷在采动条件下巷道变形量大,支护设施失效等状况,本文预先针对2107工作面回风巷支护方案进行优化设计,现场实施结果表明,巷道顶底板移近量和两帮移近量得到较大降低,其中顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮稳定值分别为104 mm、325 mm、96 mm和130 mm,同时优化方案加强对顶底角区域的支护,有效改善了巷道围岩整体支护效能.     

泰业煤矿动压巷道围岩加固技术研究及应用

为改善泰业煤矿8302回风顺槽沿空掘巷期间,原支护方案难以有效控制巷道围岩变形的问题,进行加强支护研究。调查结果显示,受8301工作面采动影响,8302回风顺槽围岩裂隙发育、完整性降低,导致巷道网兜现象明显,局部发生掉顶,巷道围岩变形较大。提出增大锚杆(索)预紧力和帮锚杆长度、缩小锚索间距的加强支护方案。现场实测结果表明,采用加强支护方案后,巷道顶底板和两帮累计移近量分别稳定在52.70和116.51 mm,巷道围岩变形控制效果显著。     

特厚煤层综放工作面大断面切眼支护技术

为了解决塔山煤矿综放工作面跨度10 m切眼的支护难题,采用理论分析、数值计算方法确定了大跨度切眼的支护形式为高强度锚杆、组合锚索、W钢带、金属网、混凝土联合支护,以形成群锚封闭效应,维护切眼巷道围岩的稳定性和安全性。试验中锚索锚固力达140~160 kN,锚固区内顶板最大离层值7 mm,顶底板移近量最大值38 mm,试验结果表明,设计提出的锚杆-组合锚索-混凝土支护提高了支护结构的整体承载力,有效控制了切眼巷道围岩的变形,保证了大断面切眼的安全使用。     

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。     

司马煤业大断面切眼软弱破碎围岩控制技术

针对潞安化工集团司马煤业有限公司三采区首采1303工作面大断面切眼掘进时围岩变形破坏情况进行分析,提出切眼巷道采用锚杆+锚索+组合构件的群锚支护同时提高锚杆、锚索的预应力支护方案,采用FLAC~(3D)模拟了未支护和支护时围岩塑性区范围,结果表明支护后围岩塑性区明显减小。现场监测结果表明:该支护方案在第37 d后变形速率开始明显变缓,总体趋于平稳,最终两帮和顶底板移近量稳定在448 mm和308 mm。     

构造带极不稳定围岩注浆加固效果数值分析

泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷处于多条断层影响区域,巷道顶底板和两帮移近量大。在现场调研、巷道顶底板岩层结构分析及实验室试验的基础上,提出了在原支护参数不变的情况下,进行围岩注浆加固措施。采用FLAC数值软件对注浆前后的围岩加固效果进行了对比分析。结果表明:只进行锚杆+喷层+锚索支护时,围岩变形速度和变形量都较大,"围岩-支护"共同体呈松散破坏状态。采用注浆加固和锚杆+喷层+锚索的联合支护方式,围岩变形得到了有效控制,顶板最大下沉量140 mm、最大底鼓量80 mm、两帮最大移近量为125 mm。     

王庄煤矿薄煤层半煤岩巷锚杆支护设计

以王庄煤矿4007工作面胶带顺槽为例,综合极限平衡区和非弹性区、组合拱锚杆支护设计理论,结合薄煤层半煤岩巷围岩特点,提出顶板选用直径16 mm,长度2.0 m的螺纹钢锚杆支护,锚固长度为0.50 m,锚杆间排距为0.9 mX0.9 m,取消帮部锚杆。现场施工后,巷道变形量稳定,顶底板最大移近量为160 mm,两帮最大移近量为114 mm。在保证巷道围岩稳定的情况下,节约了大量支护材料,提高了支护效率。     

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。     

大断面巷道联合支护效果分析

以盛泰煤业15201工作面回风巷支护设计为背景,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”联合支护下大断面巷道围岩移近量进行了分析,数值模拟结果顶底板最大移近量为104.1 mm,两帮移近量最大为99.4 mm;现场实测顶底板平均移近量为71.25 mm,两帮平均移近量为89.75 mm,和数值模拟基本吻合。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证大断面巷道围岩稳定性效果显著。     

掘进巷道围岩变形分析与空顶时间确定

为了确定干河煤矿三采区辅助运输巷掘进时合理的空顶时间,避免巷道支护不及时而导致周边围岩产生过大形变。通过理论分析得出空顶时间较长时顶底板移近量达498 mm,两帮移近量达512 mm。借助FLAC~(3D)分别对5 min、20 min、80 min空顶时长下巷道周边围岩的变形规律进行数值分析发现,将巷道的空顶时间控制在20 min以内,可以有效保证巷道周边围岩的稳定。现场应用结果表明,按照上述的空顶时间对巷道进行支护后,顶底板的最大移近量为80 mm,两帮最大移近量为100 mm,且未出现锚杆失效现象。     

厚软煤层巷道支护优化研究

厚软煤层煤巷掘进工作面在掘进期间极易因应力集中而产生冒顶事故。文章运用理论分析、数值模拟、正交分析等方法对多因素协同作用下厚软煤层巷道的变形机理及关键控制技术进行了系统研究,得出如下结论:对塑性区分布面积、巷道顶底板移近量、两帮移近量等3个评判指标影响最大的因素分别为锚杆预紧力、锚杆长度、杆体直径。其中锚杆预紧力对巷道塑性区分布及围岩的位移变化规律均有较大影响,本次支护参数优化将锚杆预紧力由原设计的60 kN提升到150 kN。巷道支护设计优化后两帮及顶底板的变形量分别仅为23 mm、18 mm,帮部塑性区发育深度为0.5 m。     

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。     

深部松软破碎煤巷高强锚网支护技术研究与应用

为了保证在深部条件下的松软破碎煤巷围岩的稳定以及生产安全,以某矿221212运输巷实际条件为工程背景,实测了顶底板的地质情况,提出高强度锚网支护方案,利用悬吊理论,计算锚杆和锚索的长度、倾角、张力等支护的基本参数。现场实践和观测表明,在240 d内,前80 d顶板和左帮的变形量较小,底板和右帮变形量较大,顶板和左帮移近量为50 mm,底板变形量为180 mm,右帮变形量为130 mm,80 d后变形速率逐步趋于稳定,围岩受力逐渐平衡,巷道围岩趋于稳定,巷道支护效果良好,为类似巷道的支护设计提供了参考和借鉴。     

松软破碎巷道围岩注浆加固支护技术

为了解决万杰矿轨道巷围岩松软破碎变形量大的难题,决定采用中空注浆锚杆+锚索联合支护的方式对围岩进行控制。通过对试验段巷道的矿压观测,顶底板最大移近量为29mm,两帮最大移近量为25mm,巷道变形量符合安全使用要求。     

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。     

大采高工作面运输巷高预应力锚杆支护技术研究

为有效解决2-101工作面运输巷在掘进期间巷道围岩变形量大的问题,通过具体分析锚杆(索)的预应力设计原则,结合工作面的具体地质条件后对巷道合理的支护参数进行数值模拟分析,优化支护方案并进行矿压监测。结果表明,优化支护方案实施后,顶底板的最大移近量为40 mm,两帮最大移近量为38 mm,保障了巷道围岩的稳定。