浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术

为了解决浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护参数不合理,支护系统效能不足的问题,以红柳林矿25206工作面开切眼为工程背景,采用现场监测、数值模拟、理论分析、现场实践等手段对开切眼支护系统进行研究。研究表明:开切眼原支护参数能够较好控制围岩变形,但存在支护强度过高,锚杆(索)未能达到其额定支护阻力的问题;基于锚杆(索)协同支护方法,建立锚杆基础支护,锚索补强支护协同支护系统,计算合理支护参数,并利用数值分析进行锚杆和锚索方案的合理性和可靠性验证,确定在预紧力取50 kN时,顶板锚杆长度2.6 m,间排距1200 mm×1200 mm,帮锚杆长度2.2 m,间排距1200 mm×1200 mm,锚索直径17.8 mm,长度6.0 m,能够较好控制巷道围岩变形;优化支护方案后,顶部锚杆最大支护阻力稳定值78 kN,帮部锚杆为65 k N,顶部锚索为118 k N,锚杆(索)支护阻力显著提升,支护效能明显提高。通过矿井支护优化研究,形成了一套较完善的支护体系。

同忻矿8105回风巷支护技术研究

针对同忻矿8105大断面回风巷支护技术难题,本文采用了理论分析对大断面半煤岩巷围岩控制机理以及锚杆-锚索协同支护机理进行了分析,并提出支护方案;通过数值模拟研究了支护方案在巷道掘进时期以及工作面回采期间对围岩稳定性的控制效果,并最终通过现场实测对支护方案进行了验证,结果表明提出的支护方案能够对8105大断面回风巷围岩稳定性进行有效控制,能够满足工作面安全高效的回采要求。

顶板锚固支护条件下的采场结构参数优化研究

采场的结构参数直接影响采场的稳定性和技术经济指标。为进一步提升采场的生产能力,针对云南金厂河矿ZnV3矿体采用阶段空场嗣后充填采矿法开采,顶板破碎围岩采用预应力“锚杆-锚索-锚网”协同支护的现状,对Ⅱ步骤采场结构参数进行优化研究。基于薄板理论推导得出Ⅱ步骤矿房顶板三边简支一边固支条件下的最大拉应力表达式,结合协同支护机理,在18 m最大跨度下,矿房顶板中心x、y方向和固支边中点拉应力值分别为0.48 MPa、0.21 MPa和0.55 MPa,满足顶板稳定性的要求。采用FLAC3D软件构建采场支护模型,并进行模拟计算。模拟结果表明,在锚索的减跨作用下,顶板的最小主应力值总体分布在-0.5~0.5 MPa之间,与理论计算结果基本吻合,确定18 m跨度为Ⅱ步骤采场的最优跨度。与15 m跨度的原方案相比,18 m跨度的优化方案的损失率和贫化率分别增长了1.557%和0.433%,采切比降低了1.16 m/kt,进一步提高了采场的生产能力。根据优化方案开展了工业试验,在18 m跨度下,采场损失率、贫化率和采切比分别为12.4%、10.8%和5.7 m/kt,矿房顶板保持稳定,验证了优化方案的可行性。研究结果可为类似矿山提供参考。