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。     

软岩巷道桁架锚索支护参数优化

为了合理确定软岩巷道桁架锚索支护参数设计,通过理论分析,FLAC3D数值模拟和SPSS差分析正交试验等方法,结合木孔煤矿实际地质环境,对软岩巷道的预应力桁架锚索支护参数进行优化分析,使桁架锚索组合支护能力充分发挥,避免支护材料浪费和支护成本偏高,现场观测结果显示:两帮水平位移最大值为260 mm,顶板最大下沉量为163 mm,巷道围岩的收敛率在有效控制范围内,预应力桁架锚索支护对提高巷道围岩的整体稳定性有良好效果.     

大采高开切眼桁架锚索支护参数优化研究

为了研究大采高复合顶板煤巷的桁架锚索组合支护作用机理,采用理论分析、现场试验、数值计算试验等方法,对大采高2-1101大断面开切眼桁架锚索组合支护参数进行优化分析。研究结果显示：桁架锚索倾角在65°~75°范围内对控制围岩变形和塑性区扩展效果最好,倾角偏大或偏小均不利;桁架锚索的锚固点必须位于稳定的受压岩层内,保证桁架锚索支护系统有一个稳定的锚固基点;桁架锚索的长度为9m时对开切眼复合顶板围岩的稳定性最有利;桁架锚索钻孔的孔口至切眼巷帮距离最优值为1.5 m;顶锚杆密度为10根/排时,现场观测结果显示：两帮移近量最大值为145 mm,顶板下沉量最大值为166 mm,切眼围岩的收敛率在有效控制范围内,桁架锚索组合支护对切眼围岩控制有良好效果。     

高应力复合顶大断面煤巷支护参数优化研究

为解决高应力复合顶板工作面巷道支护维护难的问题,通过现场调查,对已有巷道围岩破坏原因进行分析,得出原有巷道支护方式和参数不具有针对性。结合巷道断面和顶板岩性相变大的特征及巷道破坏特点,通过调整巷道两帮支护的锚杆间距,增加了支护密度,根据复合顶板岩性不同,将顶板支护分为4种方案,分别布置具有针对性的锚索补强支护,同时增大了锚索直径,强化了锚索支护作用。采用FLAC数值模拟软件对巷道在优化支护方案下的应力分布和变形特征进行模拟分析,巷道变形量减少,整体稳定,验证了支护优化方案的合理性。经工程实践和支护效果观测表明,巷道顶板下沉量最大为137 mm,两帮移近量最大为365 mm,顶板深部最大观测离层值为14 mm,保证了巷道稳定性,达到了预期目标。     

深部软岩巷道梯次耦合支护技术研究与应用

为了解决陈四楼煤矿深部软岩巷道支护技术难题,基于耦合支护理念,提出了"锚网喷+长短锚索+围岩深浅孔注浆"的梯次耦合支护技术,有效控制了巷道围岩变形。在南九采区轨道下山的矿压观测结果表明:巷道顶板下沉量及两帮位移量最大值分别为73mm、147mm,巷道顶板下沉及两帮收敛均得到了有效控制,支护效果良好。     

山西常村煤矿S5轨道下山支护方案优化

巷道的有效支护对于确保巷道快速安全掘进意义重大。常村煤矿S5轨道下山原设计采用锚杆、锚索联合支护方案,巷道支护后矿压监测表明:(1)巷道顶板最大下沉量为77 mm,右巷帮最大收敛量为83 mm,左巷帮最大收敛量为55 mm,巷帮收敛呈现不对称发展,巷道变形量超过50 mm的控制要求;(2)巷道顶板锚杆、左帮锚杆、右帮锚杆和锚索的轴力分别为77,95,71,177 k N,锚杆、锚索的支护作用并未得到充分发挥。在充分分析该矿已建巷道成功支护案例的基础上,对S5轨道下山的支护方案进行了优化,即:(1)保持锚杆长度、间排距不变,锚杆均垂直于巷道顶板打设;(2)锚索采用"大五花"布置形式,采用3根锚索支护时,在巷道正中位置布置1根,其余2根锚索分别布置于巷道最外侧锚杆轴线位置处,并倾斜25°打设;(3)采用2根锚索支护时,锚索布置方式与原支护方案一致;(4)将所有锚索的初张拉力提高至350 k N。FLAC3D数值模拟分析表明:支护方案优化后巷道顶板最大下沉量降低至49.2 mm,巷道两帮最大收敛量降低至41.67 mm。现场试验表明:采用支护优化方案后,巷道顶板最大下沉量为42 mm,巷道两帮最大收敛量约为48 mm,可见对该矿S5轨道下山支护方案的优化对于控制该段巷道围岩变形具有显著成效。     

复合顶板稳定性分析及支护参数设计

为了研究复合顶板下沉量大、支护失效等矿压现象,总结了不同围岩条件下复合顶板的破坏形式,以临汾恒昇煤业9102工作面回采巷道为研究对象,采用顶板离层监测、钻孔窥视、数值模拟等方法,揭示现场复合顶板巷道失稳机理。研究分析及数值模拟结果表明,锚杆支护下在顶板浅层形成的"锚固梁"要满足强度要求;锚索支护下,将"锚固梁"与深部岩层组合,使顶板满足位移要求,从而达到控制巷道稳定性的目的。改进的支护方案顶板最大拉应力和剪应力分别减少了55%和33%,"锚固梁"垂直方向应力是原支护方案的4倍,顶底板和两帮的位移量均小于100 mm,满足现场安全回采要求。基于锚杆、锚索耦合支护模型为复合顶板巷道支护提供了分析方法,为同类巷道支护设计参数的选择提供了借鉴。     

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。     

近距离采空区下煤巷顶板预应力全锚索支护技术研究

针对柴里煤矿3上、3下煤层夹矸薄,3上煤层回采后,导致3下煤层顶板破碎严重,巷道顶板下沉量大、工字钢梁变形明显等问题,通过分析原方案支护效果差的影响因素和理论计算提出3种采用加长锚固锚杆(索)联合支护的方案,并运用FLAC3D数值模拟对3种方案进行模拟,并分析对比,选取支护效果最佳的支护方案。经过现场锚杆(索)应力监测及围岩位移变形实测,确定最终支护方案。实践表明,顶板下沉量为200mm,两帮位移为105mm,顶板预应力注浆锚索+两帮预应力锚杆+金属网联合支护可以有效控制围岩变形。     

泰山隆安矿某掘进工作面支护设计分析

通过分析泰山隆安矿某掘进工作面地质条件及围岩地质力学条件,得出测点围岩为σHσVσh型应力场,巷道轴向与最佳布置方位相差8.12°,最大水平主应力对巷道稳定性没有明显不良影响。根据围岩窥视及煤岩强度测试结果得出,11#下组煤顶板岩层结构较多,锚杆应尽量锚至11#上组煤,锚索应锚至11#上组煤顶板。通过计算验证锚杆长度为2.4 m,锚索长度为5.3 m.在以上测试数据条件下,采用FLAC3D建立数值模拟进行支护合理性验证,结果表明:巷道顶板最大下沉量5 mm,巷道最大底鼓量3 mm,巷道顶板下沉量大于底鼓量,最大变形位置在巷道的顶板中部;两帮移近量基本相同,均为4 mm,移近量最大处均在两帮中上部。支护后巷道整体位移量很小,能满足巷道的使用要求,为掘进工作提供了指导。     

高地应力软岩巷道锚网索拱协同耦合支护技术研究

针对高地应力软岩巷道变形量大、持续时间长、难于支护的问题,以锚网索拱协同耦合支护思路为指导,通过现场钻孔观测、支护参数计算、数值模拟分析,对巷道关键部位锚索二次耦合支护技术进行了研究,提出了合理的支护体系方案。研究结果表明,锚网索拱耦合支护方式可以有效调整深部围岩强度,减小巷道变形量。在试验巷道顶板中线25°左右范围内实施锚索二次耦合,顶板下沉量最大值14.7 mm,两帮移近量最大值57.3 mm,显示了良好的支护效果。     

软岩巷道破坏机理及锚网支护设计研究

为了保证拜什塔木铜矿软岩巷道支护的安全性。采用理论分析和现场测试的方法,开展巷道变形监测试验,分析软岩巷道变形破坏机理,提出了锚网支护方式,设计软岩巷道锚网支护参数,并通过数值模拟验证锚网支护的可行性。研究表明:软岩巷道顶板及两帮变形收敛大,具有显著的时空效应,且采动影响大,原支护方式不能满足巷道安全性的要求,锚杆和锚网设计参数分别为,锚杆直径为20 mm、长度为1 800 mm、间排距为800mm,锚网尺寸为2m×1m,直径为6mm,网孔尺寸为100mm×100mm。数值模拟验证了锚网支护可以满足软岩巷道安全性的要求,锚网支护有效地解决了软岩巷道变形大等问题,为类似矿山软岩巷道支护设计提供一定的参考。     

地应力异常区上山群巷道蠕变围岩控制技术

为了解决地应力异常区上山群巷道支护困难的问题,针对常村煤矿地应力特征,模拟分析了不同方向的最大水平主应力巷道围岩应力分布规律,并分析了上山群间煤柱宽度与掘进顺序对支护方式的影响,将全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统应用于该上山群巷道。试验结果表明：地应力异常区上山群间煤柱宽度大于30 m时掘进顺序对支护无影响,采用全长锚固预应力强力锚杆锚索组合支护系统后,巷道两帮移近量最大为87 mm,顶板最大下沉量为18 mm;锚杆最大受力为183 kN,锚索最大受力为250 kN,且巷道变形量及锚杆锚索受力稳定,围岩变形得到了有效控制。     

破碎顶板巷道支护技术应用

四明山煤矿9102运输顺槽掘进过程中,受采空区及构造影响,掘进至450 m处时,顶板出现破碎现象,导致巷道顶板锚杆(索)失效严重.四明山煤矿分析了巷道顶板破碎原因,并对巷道支护方式进行优化,采用"桁架锚索+超前管棚"联合支护,现场应用结果表明,采取联合支护后,应力区巷道顶板下沉现象得到有效控制.     

虎龙沟煤矿81511工作面沿空掘巷技术研究

基于理论计算和数值模拟结果确定了81511厚煤层工作面小煤柱的合理宽度为8m,提出了沿空掘巷桁架锚索支护方案.工业性试验结果表明:81511工作面正巷顶板下沉最大值为44.3 mm,两帮收敛最大值为22.8 mm,围岩变形量较小,支护效果理想.     

特厚煤层大断面复合顶板煤巷支护技术

针对某矿辅助运输大巷变形严重、返修量大的支护难题,对巷道顶板复合结构变形机制进行了力学分析,揭示出巷道顶部锚固层厚度、顶板软弱夹层与锚固区相对位置及锚杆(索)预应力是影响此类巷道稳定的重要因素;运用FLAC3D数值模拟软件对不同支护参数的控制效果进行了研究,结合现场生产地质条件综合确定了"高强高预应力锚杆(索)+金属网+W型钢带+喷射混凝土"联合支护方案。现场实践表明,巷道顶底板移近量以及两帮移近量明显减少,围岩变形得到了有效的控制。     

协同锚固技术在“倒梯形”断面煤巷支护中的应用

针对新桥煤矿2502综采工作面巷道“倒梯形”断面不对称造成的巷顶围岩变形破碎异常，为采取合理支护方案，根据工作面赋存特征及围岩力学性质，通过理论及FLAC数值模拟分析巷道围岩应力分布特征，提出巷道支护方案:顶板采用“锚网带+锚索梁”、两帮采用“锚网带”的协同锚固支护方式。经成巷后断面收敛及顶板离层观测，巷顶下沉量稳定在79 mm左右，离层量稳定在19 mm，表明巷道围岩得到有效控制。     

邱集煤矿1102工作面切顶留巷支护设计及矿压实测

以邱集煤矿1102工作面运输巷坚硬顶板支护问题为背景,建立未切顶巷道顶板的悬臂梁模型和切顶留巷顶板的变形及受力模型;由理论计算得出切顶前巷道顶板伸向采空区的悬臂梁结构的最大悬臂长度为4.68 m,切顶后悬吊单位长度的巷道顶板所需支护阻力为166.74 kN;据此进行巷道支护参数设计,确定恒阻大变形锚索规格为φ17.8 mm×10 300 mm,两列锚索排距分别为1 000 mm和2 000 mm,并对巷道矿压进行监测。监测结果表明:1102运输巷距开切眼75 m至173 m范围内巷道顶底板移近量最大值约36 mm,顶板离层出现在泥岩灰岩的交界处,累计离层量为25 mm,顶板锚索受力最大值为150 kN,变形和受力均处于安全范围内,满足巷道的稳定性要求。     

巷道支护参数设计研究

为了确保对巷道进行有效支护,采用理论分析,得出锚索、锚杆的支护参数选择的范围,然后采用FLAC3D数值模拟软件,研究了不同锚杆直径,锚杆长度、锚杆间排距下的巷道围岩变形量进行了模拟分析,综合考虑最佳经济效益,顶板锚杆长度选择为2.4 m,帮部锚杆长度选择为2.0 m,得到帮部锚杆的支护间距为1 000 mm×1 200 mm。研究为今后巷道支护参数的确定提供了一种简便实用的技术方法。