丁集矿1262(1)运输顺槽锚杆支护数值模拟分析

本文以丁集煤矿1262(1)工作面运输顺槽为研究对象,为确定合理的锚杆支护参数,采用FLAC2D4.0模拟分析了不同锚杆长度、不同顶板锚索个数以及帮部支护是否采用锚索梁对巷道稳定变形的影响。研究结果表明,对于类似深部巷道只有通过加长锚杆长度、增加顶板锚索数量和强化帮部控制,继而达到加大锚杆锚固区范围,提高巷道顶板承载能力和围岩完整性的目的,才能实现深部巷道的长期稳定。     

西掌矿15103运输配巷复合顶板支护优化研究

煤岩复合顶板自稳能力较差极易发生无显著征兆的突发性离层冒落。文章以西掌煤矿15103运输巷配巷为工程背景,采用钻孔窥视、数值模拟和理论计算相结合的方法对复合顶板支护参数开展研究。结果表明：15103运输巷配巷顶板中存在厚度为0.8～0.9 m的煤层夹矸,煤层夹矸与上部坚硬K₂石灰岩存在离层风险。15103运输巷配巷采用3 m加长锚杆和锚索的联合支护方式,现场应用后顶底板移近量最大为143 mm,两帮移近量最大为108 mm,优化后的支护方案取得良好的支护效果,为同类复合顶板巷道支护参数设计提供借鉴。     

再生顶板结构及巷道注-锚支护研究

为提高巷道再生顶板锚杆支护效果,通过理论计算得到再生顶板冒落带与裂隙带高度以及冒落带以上各岩层断裂步距;通过现场观测及钻孔窥视得出再生顶板不规则冒落带岩块压实胶结特征,从而建立再生顶板结构模型;基于该结构模型,采用UDEC软件模拟再生顶板下巷道掘进后锚杆支护和先注浆后锚杆支护巷道顶板的变形、应力、塑性区分布及锚杆轴力变化。结果表明:仅采用锚杆支护时巷道顶板控制效果较差;注浆后浆液最大扩散范围为8 m、边缘浆液压力为中心的20%,浆液将松散岩块黏聚为高强度的承载结构,与不注浆锚杆支护相比,锚杆锚入此结构后锚固体强度提高20%~50%,岩块挤压力提高40%~110%,顶板下沉量减小36%,有效控制了再生顶板的变形破坏,工程试验效果良好。     

锚杆桁架在松软破碎顶板巷道控制中的应用研究

为解决潞宁煤业软弱破碎顶板巷道支护问题,以22115运输顺槽为研究背景,基于锚杆桁架成拱理论,提出采用顶板锚杆桁架管理破碎顶板,运用FLAC3D对巷道控制效果进行数值模拟。应用结果表明:22115运输顺槽破碎顶板采用锚杆桁架联合支护技术后,巷道顶板和两帮相对位移为99.2mm和80mm,巷道断面收缩率为4.59%,巷道稳定性较好。     

基于等效椭圆法的巷道支护参数设计研究

为了改善锚杆支护效果,降低巷道支护成本,根据柠条塔煤矿回采巷道实际情况,基于等效椭圆方法对回采巷道进行了支护设计,并运用ANSYS数值模拟了回采巷道开挖支护效果,初步验证了支护参数选取的合理性。通过工业试验,采用离层观测、收敛观测、钻孔窥视等手段,分别对柠条塔煤矿S1201带式输送机顺槽在掘进以及回采过成中动压的影响下顶板离层、巷道围岩变形等进行现场监测分析,监测结果显示:回采过程中顶板最大沉降量为10.4 mm,巷道的两帮最大收敛量为4 mm,现场未发现严重片帮现象;回采过程中围岩松动圈范围定为1.2 m,未超过锚杆支护长度;锚杆在工作面回采过程中受力波动增长,未超过设计值,验证了试验段内的巷道锚杆支护设计的合理性和安全性。     

四台矿综采工作面回采巷道不同区域顶板支护参数研究

针对煤矿井下锚杆支护效果不佳,导致巷道围岩稳定性较差问题,以同煤集团四台矿8735工作面回风顺槽为工程背景,从锚杆支护机理方面入手,利用预应力扩散效果作为锚杆支护稳定性的评判参数,并在此基础上通过数值模拟手段分别讨论了顶板软弱夹层以及锚杆支护参数对预应力扩散效果的影响。分析结果表明,当软弱夹层距离顶板外边界0.3 m时,预应力扩散效果最差,支护参数对预应力扩散影响程度的大小顺序为:锚杆预应力锚杆间距锚杆直径锚杆长度。     

深井大变形巷道可接长锚杆支护技术

为了解决深井大变形巷道顶板下沉量大、顶板持续变形的问题,在赵固二矿11021工作面上顺槽进行了顶板岩层移动规律研究,结果表明:深井大变形巷道顶板变形量大、持续时间长,现有巷道锚杆和锚索联合支护方式对顶板变形的控制作用有限。通过可接长锚杆拉伸试验详细分析了可接长锚杆的力学性能,得出可接长锚杆高延伸性能更能适应围岩变形,据此,提出了可接长锚杆支护技术。在赵固二矿11021工作面上顺槽的工业性试验也表明,使用可接长锚杆支护技术后,顶板变形量比原支护方案减少了20%左右,顶板围岩从开挖到稳定的时间缩短了40%,且顶板变形稳定后顶板下沉速率较原支护方案明显降低,可接长锚杆支护效果良好。     

煤矿顺槽掘进施工与变形量监测分析

以青瓷窑煤矿5602回风顺槽掘进施工为工程背景,对顶板采用锚杆、金属网和锚索联合支护,帮部采用螺纹钢锚杆和金属网联合支护的方式提高顺槽工作面稳定性。为验证支护效果,布置测点进行变形量监测,分析监测结果说明支护结构可有效保证顺槽结构稳定。     

特厚煤层回采巷道顶板锚杆-长锚杆协同支护研究

为解决特厚煤层回采巷道顶板下沉大、易冒顶的难题,提出了锚杆-长锚杆协同支护思想,采用实验室试验对比分析了长锚杆和小孔径预应力锚索的力学特性,结合数值模拟方法对比研究了锚杆-锚索联合支护与锚杆-长锚杆协同支护对厚煤层巷道顶板的支护效果,并在南阳坡煤矿4103顺槽进行了工业性对比试验。结果表明,锚杆-长锚杆协同支护技术能够适应巷道顶板大变形,有效防止锚索破断导致的巷道冒顶。     

屯兰矿复合顶板巷道锚杆支护技术与实践

复合顶板巷道支护是巷道维护的一大难题,采用锚索补强、树脂加长锚杆配合钢带组合支护系统,成功地解决了复合顶板巷道的支护难题。     

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。     

煤巷锚杆支护有效性现场监测分析

通过监测中兴煤矿1105工作面轨道顺槽锚杆支护顶板和两帮表面移近量、锚杆的受力情况,综合判断支护效果,及时发现锚杆支护设计方案中存在的问题,以获得合理有效的支护方案。     

红阳三矿回采巷道支护设计

针对红阳三矿1212工作面回风顺槽大埋深下两帮移近量大、顶板局部破坏严重等问题,基于理论分析、现场测量和数值模拟,提出对1212工作面回风顺槽和顶板进行锚杆、锚索联合支护设计.通过现场试验和模拟对比,发现在综采工作面顺槽和顶板锚杆、锚索联合支护能够起到减少顺槽的两帮变形和有效减小顶板严重破损的效果,并且能够为矿井安全生产提供可靠保障.     

软弱夹层复合顶板动压巷道支护技术研究

以沁新煤矿2210顺槽软弱夹层复合顶板为研究对象,用数值模拟手段对3层复合顶板锚杆预应力场分布规律进行研究,揭示了围岩在软硬不同岩性岩石中的应力传递效果,认为应将锚固段置于硬岩中,有利于锚杆应力在结构面处的扩散,发挥锚杆的支护作用。根据沁新煤矿2210顺槽实际情况,设计“动态锚固-应力扩散”的支护方案,通过矿山安全性监测表明巷道支护效果良好,形成较好的工程示范效果。     

采空区下破碎不稳定顶板煤巷锚杆支护技术探索与实践

本文针对采空区下破碎不稳定顶板煤巷的特征,通过对破碎不稳定顶板煤巷锚杆支护理论进行分析,采用树脂药卷加长锚固高强度锚杆、金属网、桁架支护系统,使巷道围岩保持稳定,满足正常生产需要。     

厚煤层破碎顶板巷道断面及支护优化研究

基于N1206回风顺槽在构造应力区出现顶板破碎、支护难度大、支护失效率高等现象,为了保证巷道安全快速掘进,提高破碎顶板支护效果,潞安集团余吾煤业有限公司掘进队通过技术研究,决定对N1206回风顺槽应力破碎区顶板采取锚棚联合支护技术,解决了传统锚杆支护扰动破坏严重、主动支护效果差的难题,取得了显著成效。     

采空区下破碎不稳定顶板煤巷锚杆支护技术探索与实践

针对采空区下破碎不稳定顶板煤巷的特征,通过对破碎不稳定顶板煤巷锚杆支护理论进行分析,采用了树脂药卷加长锚固高强度锚杆、金属网、桁架支护系统,使巷道围岩保持稳定,满足了正常生产需要.     

中能煤业2038回风顺槽掘进遇破碎顶板综合支护技术研究

2308回风顺槽受软岩顶板等因素影响,顶板易破碎,为保证顶板的完整性,设计了5种不同支护方案.采用FLAC3D模拟不同方案支护后围岩变形量可知,锚杆越密、锚索越短,围岩变形量越小.结合矿井经济效益,方案5支护效果更优.顺槽采用锚网索+注浆支护,分别设计了施工参数,并通过监测顶板下沉量可知支护效果明显,能明显减小顶板下沉...     

深部回采巷道锚固失效分析及支护对策

针对深部回采巷道围岩变形导致锚杆支护失效的问题,提出通过改善锚杆受力状态、改变锚杆锚固方式、优化杆体形状,减少锚杆破断的方法,在此基础上,设计了1种新外形结构的螺纹钢锚杆。进行了实验室拉拔试验,结果表明:矿用右旋锚杆、左旋锚杆和大肋间距高强锚杆的平均拉拔力为136.9、106.1、147.6 kN,且大肋间距高强锚杆吸能效果更好。在现场试验前,先对回风巷的围岩结构进行探测,包括顶板钻孔窥视和松动圈测试,依据围岩结构探测结果,确定最终的巷道支护方案。回风巷采用原支护方案和大肋间距高强锚杆全锚支护2种方案支护,并对顶板离层和锚杆受力进行实时监测,试验结果表明:大肋间距高强锚杆支护的巷道顶板最大下沉量较原支护方案减小36.4%,顶板离层量较原支护方案降低24.1%;顶板和两帮锚杆受力的结果显示大肋间距高强锚杆支护较原支护方案锚杆受力更小,两种支护方案顶板锚杆受力最大值分别为442.9 MPa和78.1 MPa,改进方案较原支护方案降低了82.4%;其回采期间,全锚大肋间距高强锚杆支护方案与原支护方案相比,支护失效锚杆数量明显减少,这都表明全长锚固的大肋间距高强锚杆更有利于维护巷道的稳定。     

安山煤矿三盘区工作面回采巷道支护参数研究

为了有效治理巷道顶板破碎问题,以安山煤矿132203工作面回风巷为研究对象,采用现场钻孔窥视的方法确定了顶板破碎范围,分析了顶板破碎的原因。建立了矩形巷道等效圆力学模型,通过理论计算得到了巷道塑性区分布范围,并利用数值模软件对巷道塑性区分布状况进行了模拟,进一步确定了支护参数和支护方案,增大了锚杆长度。研究表明：当巷道存在顶煤且锚杆长度较小时,顶煤裂隙发育明显,不利于巷道围岩的稳定。增大锚杆长度,将顶煤悬吊于坚硬岩层中,可有效缓解煤层变形现象,现场实践证明采用的支护方案较好地控制了顶板的变形。