利用矿压观测优化巷道支护的技术研究
优化巷道支护设计,减少支护费用
优化巷道支护设计，减少支护费用作者：吴鹏来源：《中小企业管理与科技·上中下旬刊》 2015年第10期吴鹏神华宁夏金凤煤业集团煤矿综掘二队宁夏吴忠751504摘要：随着锚网索支护理论的发展，锚网索支护技术已广泛应用于煤矿巷道支护，合理的巷道支护参数和可靠的支护技术是实现矿井安全高效生产的必备条件。
本文通过矿压观测及地质条件分析合理优化巷道支护参数，达到减少巷道支护费用的目的。
关键词：支护参数；优化设计；掘进巷道；围岩1 工程地质概况十八层煤位于侏罗系中下统延安组，根据矿井勘探资料和巷道实际揭露，煤层厚度在3.4耀4.2 m 之间变化。
煤层从顺槽由南向北逐渐变厚，厚度变化较小，属稳定煤层，结构简单。
煤岩类型为亮煤与暗煤，玻璃光泽，硬度大，呈块状。
011806 工作面带式输送机巷从机巷回风通道以190毅00忆00义的方位角从十八煤顶板掘进至十八煤，再沿十八煤掘进，围岩性为粉砂岩及中砂岩。
巷道断面为矩形断面，巷道净宽5.2m，净高3.2m，净断面16.64m2。
巷道永久支护采用锚网索联合支护，锚杆采用椎20伊2200mm 左旋无纵筋井下专用螺纹钢锚杆，配合规格为150伊150伊10mm 的铁托板，锚杆间排距为800伊800mm，呈矩形布置，每根锚杆使用2 节Z2370 型树脂药卷进行锚固，锚固力不小于50kN，顶部挂钢筋网，钢筋网规格为5000伊1000mm，采用椎6.5mm 钢筋加工而成，网孔规格为100伊100mm，钢筋网短筋一侧预留出100mm，两片相连接的网子，短边网与网之间用14裕铅丝扣扣相连，长边与长边之间采用钢筋扣扣相连(使用4 寸钢管制作的网钩将预留100mm 长出的钢筋反向将前一片钢筋网长边扣紧压实)。
两帮锚杆采用椎20伊1600mm 的玻璃钢锚杆，每帮布置两排，上面一排锚杆距顶为400mm，配以400伊200伊50mm 木托板使用，第二排锚杆距顶1900mm，配以1000伊200伊50mm 木托板使用，玻璃钢锚杆间排距为1500伊800mm，每根锚杆采用1 节Z2370 和1 节Z2335 型树脂药卷进行锚固。
厚煤层沿底掘进巷道支护优化技术研究
厚煤层沿底掘进巷道支护优化技术研究一、引言厚煤层是煤炭资源储量较大的一种煤层类型，其开采面临着很大的工程技术难题，其中之一就是沿底掘进巷道支护技术。
传统的巷道支护方式存在着效果不佳、工程量大、成本高等问题，因此研究厚煤层沿底掘进巷道支护的优化技术具有重要的理论和实践意义。
二、优化技术研究内容1.厚煤层沿底掘进巷道支护实际工况分析对厚煤层沿底掘进巷道的实际工况进行详细测量和分析，包括巷道的地质构造、煤层厚度、巷道顶部和底部岩层特征、岩层应力分布等，为支护方案制定提供准确的基础数据。
2.巷道支护结构优化设计根据实际工况分析结果，结合巷道的设计要求，采用优化设计方法，选取合适的支护材料和结构形式，使巷道支护结构的稳定性和安全性能得到提高。
3.巷道底鼓现象的防治4.支护材料的选取与应用针对厚煤层巷道的特点，选择适合的支护材料进行研究。
例如，通过试验研究选择适当的锚杆和锚索材料，提高巷道支护的稳定性和承载能力。
5.支护施工工艺优化对厚煤层沿底掘进巷道的支护施工工艺进行优化研究，包括施工序列、施工方法和工艺技术等方面。
优化施工工艺能够提高支护施工效率，减少施工过程中的人员伤害和设备损坏。
三、研究方法1.现场调查与实测对厚煤层沿底掘进巷道进行详细的现场调查与实测，获取准确的数据和工况信息。
包括地质勘探、矿山测量、应力测量等方面的工作。
2.数值模拟方法采用数值模拟方法进行巷道支护的优化设计。
通过建立巷道和支护结构的数值模型，模拟巷道开挖和支护过程，分析和评估不同支护方案的稳定性和安全性能。
3.实验室试验在实验室中进行支护材料的性能测试和巷道支护的模型试验，获取相应的实验数据和参数，为优化设计和施工提供参考依据。
四、研究成果与应用前景通过以上研究，可以优化厚煤层沿底掘进巷道的支护方案，提高巷道的稳定性和安全性，减少事故发生的概率。
研究成果可以为煤矿企业的生产经营提供技术支持，降低生产成本，提高经济效益。
此外，优化技术的研究成果还可以应用于其他类型的矿山巷道支护工程，具有广泛的应用前景。
关于矿井沿空巷道支护技术的应用研究
关于矿井沿空巷道支护技术的应用研究[摘要]：了提高煤炭回收率，在综放开采中沿空掘巷技术应用逐渐增多，而如何确定合理的沿空巷道位置，有效控制其围岩应力，并选择合理的支护方法与支护参数，已成为保障沿空巷道围岩稳定性的关键所在，也是目前巷道围岩控制及支护技术研究的热点。
本文深井沿空巷道的支护原则、巷道围岩主要控制方法及巷道锚杆支护技术等做了研究探讨，对同类工程具有一定的参考价值。
[关键词]：沿空巷道支护技术围岩中图分类号：tu94+2 文献标识码：tu 文章编号：1009-914x（2012）26- 0468 -01 1深井沿空巷道支护原则沿空巷道围岩比较松软，在采动影响下巷道围岩变形十分剧烈。
在使用金属支架时，顶底板相对移近量一般均在300～500mm，少则100—200mm.严重时超过l000mm。
巷道围岩变形量极大，其变形特点是（1）底鼓量很大，占顶底板移近量的比重高达70—80%（2）两帮移近量很大，可达顶底移近量的0.6 ～1.0倍。
巷道围岩进入软岩状态前，巷道支护应努力改变围岩属性，改善围岩受力状态，增强围岩岩石力学性质以提高岩石的软化临界载荷，保持围岩的硬岩变形特征。
巷道围岩进入软岩状态后，不可避免出现塑性区。
塑性区改变了围岩的应力分布，应力集中向深部转移。
深部岩石在三轴应力作用下、，其破坏可能性显著减小。
为了保持稳定塑性区，限制非稳定塑性区的扩展，深井沿空巷道支护应具有以下特点：1.1围压大小不仅对巷道围岩蠕变特性.有影响，而且对其自稳时间有显著影响。
围压小，蠕变加剧，自稳时间短围压大，蠕变程度降低，自稳时间长。
巷道支护应主动给围岩预紧力。
1.2理论分析和实践都说明，如果一次支护有足够的初撑力和支护阻力，有良好的让压性能和适当的让压限度，最好一次及时完成全部支护。
1.3围岩中的软弱夹层等结构面具有差异性变形的力学特点，必须通过支护方式或辅以注浆加固加以控制，才能出现均匀的塑性区。
2沿空巷道围岩主要控制方法沿空巷道围岩控制主主要从降低围岩应力、提高围岩强度以及合理选择支护方式来考虑。
古城矿井矿山压力作用下巷道支护研究
倾斜 角度达 到 ２ 。需进 行卧底 、 ６， 重修 。 该 段巷道 主要危害 为 底臌 ， 据现 场 估算 ， 根 底板 泥岩 膨
胀 时所 产 生 的 压 力 要 大 于 １０ Ｎｍ ｛， 巷 道 影 响 极 大 。 ０ｋｌｎ 对
剥 落 ， 落 最 大 尺寸 ＞５０×８０ ｍ， 板 底 臌 严 重 ， 形 量 为 剥 ０ ０ｍ 底 变 ５ ～ｌＯ ｍ。部 分 地 段 ＞ｌＯ ｍ 人 行 道 破 坏 严 重 ， 面 最 大 ０ Ｏｍ Ｏｍ 平
６ｒ 煤壁移近 量部分地 段 ＞２０ ｕ ， ０ ｍ， ａ ０ ｎｎ 轨道倾斜率 ≥１。倾 向 ５， 水沟一侧 ， 威胁 行车安 全。 由现 场情况来看 ， 巷道破坏 主要原 因受矿 山压力 和采 动 影响 ， 中 １０ 其 ２ ２工 作 面影 响 较 大。矿 山 压力 和 采 动压 力 对 巷道 的影 响可分为两 个方 面。（ ） 响叠 加作用 于巷 道支 护 １影 面薄弱处 ， 当其 剪切 力大 于 混凝 土 喷层抗 剪 强 度时 ， 凝 土 混 喷层破 碎 、 落 ， 体表 现 在 １０ 工 作 面 、２ ５工 作 面 回采 剥 具 ２１ １０ 初期 ， 及巷道 Ａ点处 。见 图 ２ ２ 影响叠加 作用在巷道 薄弱 。（ ） 处， 使煤 体破 碎 、 膨胀导 致巷道 喷层破 坏。据 估算 ， 的膨胀 煤
径壹化
“ Ⅲｎ）
蠼破砰Ⅸ 煤 碎 块区 体砰蛱ｌ 体碎 ｌ 破中 状ｌ 破太 裂 屑 体 砷 煤 隙
图 ｌ 煤 体 碎 度 变 化 曲线
Hale Waihona Puke 这 种 情 况 主 要 表 现 在 ｌ 区 下 车 场 。 巷 道 断 面 为 直 墙 ２采 半 圆 拱 锚 喷 支 护 。该 工 程 于 ２０ 年 ６月 竣 工 验 收 为 优 良 。 ０１
煤矿巷道支护技术的研究及应用探究2300字
煤矿巷道支护技术的研究及应用探究2300字摘要：随着我国科学技术的不断发展，我国煤矿开采行业取得了一定的进步，煤矿资源的利用越来越多样化及多元化，然而，煤炭资源本身具有不可再生的特点，相对的开采量将会逐渐减少，同时，根据对煤矿开采工程的分析，煤炭资源具有较差的稳定性，所以，相关单位应该提高煤矿巷道支护技术的应用研究。
/3/view-13009381.htm关键词：煤矿巷道；支护技术；研究；应用现阶段，我国的煤矿开采主要是井下开采，但是随着煤矿资源需求量的不断增加，煤矿开采深度不断加深，所以，传统的巷道支护技术不能满足煤矿巷道发展的需求，为了确保我国煤矿开采工程的有序进行，煤矿开采过程中应该加强对巷道支护技术及相关设备的应用。
根据对目前煤矿开采施工情况的分析可以看出，锚杆支护方式是巷道支护的重要方式，能够有效的降低施工人员的劳动强度，促进煤矿巷道的安全施工。
一、巷道支护技术研究状况（一）巷道支护原理通过相关实验及现场实践等，对国内外煤矿巷道支护技术现状进行了一定程度的了解，巷道支护技术对于煤矿巷道开采安全施工具有重要意义。
巷道支护原理主要是把围岩巷道与其支护系统看作一个整体结构来研究其力学性能，充分借助围岩与其支护体系的自稳能力来使巷道达到稳定。
同时，加强对原岩扰动、原岩应力、围岩的微小位移等的??时监测，加强对围岩稳定性结构动态信息的全面掌握。
（二）我国煤矿巷道支护的主要形式1、锚喷支护。
20世纪中期开始，锚喷支护技术开始应用在煤矿巷道支护施工中，它能够对巷道周边进行密封处理，防止风、水等外界因素对围岩强度造成影响，并能主动地支护围岩，起到加固的作用，最大限度地发挥围岩的自承能力。
根据相关研究显示，锚喷支护属于性能最佳的支护形式，可在煤矿巷道中大量推广使用。
2、砌碴支护。
砌碴支护是较早应用在煤矿巷道开采中的支护技术，主要在大型的巷道中进行应用，通过对煤矿巷道作用支护力完成对巷道的支护，使用的支护材料一般是料石或者现浇混凝土。
12605工作面巷道支护及监测研究
18 /矿业装备 MINING EQUIPMENT12605工作面巷道支护及监测研究□ 雷 太 西山煤电建筑工程集团有限公司矿建第一分公司 山西太原 0300531 工作面地质条件分析12605工作面位于南六采区交胶带巷东南侧，切眼东南侧存在2#煤层小窑破坏区。
整个工作面的埋深深度相对较深，最深处达到了420 m 左右，在煤层上不同深度位置覆盖了炭质泥岩、砂泥岩互层、中粒砂岩、底板岩层等地层，各地层的厚度均不同，且地层的主要成分也相对不同，包括了中粒砂岩的灰色石英及长石、砂泥岩互层的灰黑色植物化石、泥岩层的黑色煤屑等。
2 巷道支护设计方案设计据以往现场监测数据，将工作面附近划分为三个区：超前支护区（工作面前方30 m），架后临时支护区（架后0~200 m）和成巷稳定区（架后200 m 之后），不同分区根据需要采取不同的支护措施。
本文选用了山西焦煤西山煤电集团公司官地煤矿12605工作面作为分析对象，结合该工作面地质条件特点，重点从工作面中巷道支护和工作面监测等方面开展了系统方案设计，并对所设计方案的实际效果进行了评价，验证了此工作面方案的可行性，也为该煤矿其他工作面的系统建设提供了重要指导。
支架进行“π”型结构形式的支护，并利用一根主梁结构配备三根立柱的结构方式进行垂直巷道的布置。
针对每一根立柱的间距问题，按照每一排间距为1 m，立柱与立柱之间间距为1.8 m 的规律进行排布，若运输巷道超前支护中间的一根立柱受到转载机的推移影响时，可将其中间的立柱位置进行调整或拆除而不影响整个巷道的支护效果。
待设备移走之后，再进立柱恢复复原，解决了支护立柱与设备移动操作之间的干涉问题。
由此，可保证整个12605工作面巷道支护的超前支护安全。
2.2 架后临时支护区支护设计结合巷道的分布结构可知，在巷道支护过程中，需对其进行架后临时支护操作。
此区域主要位于超前支护区支护，长度约200 m，此支护区的设计，主要是为了保证整个巷道支护安全。
煤矿开采矿压显现规律及巷道支护技术
煤矿开采矿压显现规律及巷道支护技术摘要：煤炭资源紧张逐渐加剧和开采深度加深已成为煤炭行业现状。
随着支护材料和采煤设备的不断发展，矿压的防治技术也越来越成熟。
然而，常用的分段保护煤柱工作面布置技术从根本上制约了矿区煤炭回收率的进一步提高，需要优化传统的长壁开采工作面布置技术。
沿空留巷技术作为一种无煤柱开采方法，可以消除工作面开采过程中断面煤柱的设置，在确保安全矿压的前提下，供邻近工作面连续使用。
本文主要分析煤矿开采矿压显现规律及巷道支护技术。
关键词：开采过程;矿压显现;综采工作面;优化支护设计引言煤矿地下开采过程中，需要掘进大量的巷道。
由于地质条件具有不确定性，掘进过程中容易遇到陷落柱和断层等地质构造，非常不利于煤矿的安全生产。
此外，进入深部开采后，岩层处于高应力状态，这会使巷道承受较高的应力，很容易发生冲击地压。
为此，需要针对复杂地质条件下的巷道进行支护，从而避免煤矿安全事故的发生。
地质条件不同，所采用的支护技术也会存在一定的差异性。
1、煤矿巷道掘进的施工方法煤矿巷道的掘进施工有一定的复杂性，通常情况下，煤矿企业会使用钻眼爆破法进行施工作业，同时企业还要运用多台煤电钻进行协作作业。
在此过程中，施工质量会受到很多因素的影响，如炮眼的深度与施工技术与组织情况有很大的关联，煤层强度会影响炮眼间的距离等，所以在进行炮眼布置的过程中，作业人员必须要遵循施工原则。
在开展掏槽作业的过程中，由于难度较低，作业人员可采用单项掏槽的方法。
在进行较深炮眼施工期间，因炮眼断面狭小，所以需要使用复合式掏槽措施。
如果在施工的过程中出现了软煤层开采环节，作业人员就需在软煤带进行掏槽作业，但若是断面太小，作业人员无需布设辅助炮眼。
在装载煤的施工阶段，作业人员还可采用装载机与装煤机协同作业，这在很大程度上都能提高施工的效果。
若巷道断面能满足实际装载要求，作业人员便可采用装载机装载煤。
如果断面太小无法达到装载要求，煤矿企业需制造小型的装卸机具，如此便可将施工效果大幅提高。
采矿工程中的巷道设计与支护优化研究
采矿工程中的巷道设计与支护优化研究巷道是矿山采矿工程中最常见的地下空间形式，其设计与支护对矿山的安全和高效开采具有重要影响。
本文将就巷道设计与支护的优化研究进行探讨。
一、巷道设计巷道设计是指根据矿山矿体特征和采矿方法，确定巷道的位置、尺寸和形状的过程。
巷道设计需要考虑以下几个方面：1. 采矿方法：巷道设计需根据采矿方法确定巷道的位置和形状。
常见的采矿方法包括露天开采、房柱式开采和长壁式开采等，每种采矿方法都对巷道设计提出了不同的要求。
2. 矿体特征：巷道设计需充分考虑矿体的形状、倾角、岩性和断裂分布等特征。
巷道必须适应矿体的变化，并确保采矿过程中的安全和高效。
3. 巷道尺寸：巷道尺寸的确定需要考虑到采矿设备的尺寸、巷道使用的目的以及后期的支护情况等因素。
同时，还需要兼顾巷道的通风和排水功能。
二、巷道支护巷道支护是指为了增强巷道的强度和稳定性，防止巷道崩塌和变形，采取一系列的措施和工程技术手段的过程。
巷道支护的优化研究旨在选择最适合的支护方式，使支护效果最大化。
1. 巷道支护方式：常见的巷道支护方式包括钢拱、锚杆和烂桩等。
不同的支护方式适用于不同的巷道条件和矿山类型。
在选择支护方式时，需要考虑地质条件、巷道尺寸和采矿设备的要求等因素。
2. 支护材料：巷道支护材料的选择也是优化研究的重要内容。
常见的支护材料包括混凝土、钢材和聚合物材料等。
支护材料的优劣直接影响巷道的支护效果和使用寿命。
3. 优化设计方法：巷道支护优化研究还需要探索一种能够充分考虑地质和工程条件的优化设计方法。
传统的经验法往往不能满足复杂矿山条件下的支护需求，因此需要引入现代的数值模拟和优化算法，进行巷道支护方案的优化设计。
三、巷道设计与支护的优化研究巷道设计与支护的优化研究，旨在通过科学合理的设计和支护方案，提高矿山开采的安全性、效率和经济性。
1. 工程实践的总结：通过总结工程实践经验，分析巷道设计与支护的成功案例和失败案例，可以提炼出一些规律和经验，为优化设计提供参考和借鉴。
矿压监测在锚杆支护巷道中的应用
Ｏ ・
第１ 期
图 １图 ２ 、 。
铁
法
科
技
２１年７ ０１ 月
该 巷道 内共设 置 ４个 观测 断面 。每个 观测 断 面设 置
１ 个锚索锚固力测点 、 ２个锚杆锚 固力测点 、 个表 １ 面位移测量断面和 ２ 个深部位移测量点及 １ 个顶板
离层观 测点 。
（ ）巷道 表 面位移 观测点设 置 １
采用十字布点法安设表面位移监测断面， 如图 ３ 所示 。在每个观测断面顶板及两帮中央设置表面 位移观测点各 １ ， 个 顶板测点设在巷道 中央的一个 图 １ Ｎ － ９运顺断面支护图 ：０ ７
锚 杆上 。两帮 测 点设 置 在巷帮 中点 的锚杆 或 金属 网 上 ， 帮测点 与顶 板测点 在一个 垂 直平 面上 。 两
基点。
黑色 ， 结 构 ， 层状 含炭 ２ 高 夹煤线 ， 冒落。 易
，
底板 直接底
粉砂岩
２ ５ 水平层理 ， ． 泥质胶结 。
界 向南 ４ ０ 走 向 ９ 。两翼倾角不 等， ５ ｍ， ４， 南部 ｌ。 １一
ｌ。平均 ｌ。 北部 ｌ。一ｌ 。平 均 ｌ。 ７， ４， ２ ５， ３ 。该 工 作 面
锚索 选 用 ｑ２ ｍｍ ×６ ０ ｍｍ 钢 绞 线 。 安 装 锚 杆 、 ）２ ００
Ｉ９ ．０—２ ８ ｍ， 均 厚 度 ２ ４ ｍ， 层 分 二 层 ， 间 ．０ 平 ．２ 煤 中
夹一层粉砂岩 ， 厚度 ０ １ｍ；－平均厚度 ０７ ｍ， ．０ ７ ２ ．２ 中 间夹一层粉砂岩 ， 厚度 ２ ４ ｍ ．８ 。煤层顶底板情况见
Ｎ ｉ ｌ
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煤矿巷道支护技术的研究与应用
煤矿巷道支护技术的研究与应用现阶段，人们对于煤矿行业发展的关注度正在逐年提升，同时我国政府部门也出台了多想关于促进煤矿行业发展以及安全管理发展的指导性文件以及政策，其最终目的就在于有效的降低煤矿生产安全事故问题出现的概率。
从现实的角度分析，煤矿生产行业属于一高危行业，相关的技术管理人员必须要准确有效的掌握好各项安全防护技术之后，才能够推进煤矿生产计划。
而其中应用成效以及重要性最高的就是煤矿巷道支护技术，该项技术的有效应用不仅可以极大地提升煤矿巷道的稳定性以及安全性，同时还可以有效的降低生产安全事故问题出现概率。
本文主要就煤矿巷道支护技术的研究与应用做了简要的分析，目的在于进一步提升煤矿巷道技术的应用成效，提升煤矿矿井生产的安全性。
标签：煤矿;巷道;支护技术;应用随着我国煤矿安全技术管理人员对于煤矿巷道支护技术应用研究的不断深入，经过长时间的实践调查研究发现，煤矿巷道支护技术能够获得持续有效的应用，并发挥出应有的成效，同时保证煤矿巷道支护技术的应用质量，相关的煤矿安全技术管理人员在实际工作期间必须要从三个方面着手进行具体的应用工作，其一为，科学合理的进行支护方式的选择，强化对于各项支护设备的维修管理，组建专业化的煤矿巷道支护技术应用管理团队。
一、煤矿巷道支护技术分析从本质上来讲，煤矿巷道支护技术同属于一种煤矿安全技术，该项技术可以被广泛的应用到煤矿矿井井下作业当中，该种技术是保证井下作业安全的必要技术。
而该种技术主要分为以下几大类，其一为，砌碹支护型煤矿巷道技术，该种支护技术主要用到原材料为混凝土以及料石，该种支护技术的应用可以极大地提升巷道的抗压性以及抗震性，同时所制作出的支护设备具有较强的耐久性，但是该种技术的应用高成本较大，对于劳动力数量的需求也较高。
其二为，棚式支架煤矿巷道支护技术，该种技术主要用到的原材料有混凝土，金属支架，该种支护技术可以广泛的应用到地形复杂的开采环境当中，但是用時较强耗费的原材料较多。
煤矿巷道支护技术的优化与改进
煤矿巷道支护技术的优化与改进随着煤矿深部开采的不断发展，巷道支护技术在矿井安全生产中起着至关重要的作用。
优化和改进巷道支护技术，能够提高矿井的安全性和可持续发展能力。
本文将从几个方面探讨如何优化和改进煤矿巷道支护技术。
一、材料选用与研发巷道支护材料的选用是保证巷道稳定的基础。
传统的巷道支护材料如木材、钢材等存在诸多不足，限制了巷道支护技术的发展。
因此，研发和应用新型巷道支护材料势在必行。
目前，国内外已经涌现出许多新型巷道支护材料，如高分子聚合物材料、纤维增强材料等。
这些材料相对于传统材料来说具有重量轻、抗压强度高、施工方便等优点，能够更好地适应深部巷道环境的需求。
同时，还需要加大对巷道支护材料的研发力度，开展新材料的试验与验证工作，以满足不同巷道环境下的支护需求。
通过不断的研发创新，推动巷道支护材料向更高效、可靠的方向发展。
二、巷道支护结构设计在巷道支护技术中，结构设计是关键环节之一。
合理的巷道支护结构设计能够提供有效的支护力，保证巷道的稳定和安全。
首先，需要根据巷道的不同地质条件和开采方式设计相应的巷道支护结构。
对于不同地质条件的巷道，可以采用喷射混凝土、锚杆锚喷等技术，提高巷道的抗压和抗剪能力。
其次，还需要考虑巷道内部的附属设施和设备。
在设计巷道支护结构时，要合理布局支护元件和设备，以确保巷道的平稳通行和矿井设备的正常运行。
需要指出的是，巷道支护结构设计还需要进行全面的力学计算和有限元分析，以确保结构的受力合理和稳定可靠。
只有合理的结构设计才能确保巷道支护技术的有效应用。
三、监测与预警系统建设巷道支护技术的优化与改进不仅仅局限于支护材料和结构设计，还需要加强巷道的监测与预警系统建设。
通过安装传感器和监测设备，实时监测巷道内的应力、位移、温度等参数，了解巷道的安全状态。
同时，利用数据分析和预测模型，及时预警巷道支护结构的变形和破坏，采取相应的补救措施，避免事故的发生。
此外，还可以借助现代信息技术，建立巷道支护管理平台，对巷道支护技术进行远程监控和管理。
煤矿井下矿压规律观测与支护效果分析
煤矿井下矿压规律观测与支护效果分析【摘要】在某矿风井区巷道掘进过程中，进行了巷道煤壁松动圈测试、锚杆受力载荷测试、巷道表面变形、深基点变形规律研究，锚杆（索）锚固力、顶板离层测试等工作。
观测结果对于完善和优化巷道的支护参数具有指导意义，有力地指导了现场实践。
【关键词】煤矿开采矿山压力松动圈测试巷道支护现场观测试验研究是研究确定支护方式，检查支护效果，判断煤巷稳定性，保证安全生产的手段，是支护设计方法的重要组成部分。
通过监测可以验证设计的正确性，检验支护质量，为修改设计提供科学依据；全面检查锚网巷道的支护工作状态；监控巷道所受的采动影响，掌握其围岩变化规律；确定巷道稳定性程度，及时采取措施；检测施工质量和检验锚杆支护设计参数的合理性；确保巷道锚网支护实现安全、优质、经济、合理等。
测站布置如图1所示。
1 巷道煤帮松动圈测试煤体松动圈测试采用中国矿业大学生产的超声波无损检测分析仪，通过对煤体声波参数的测试，可以对煤体的力学性质变化进行分析，判断煤体塑性破坏情况。
松动圈测试采用一发一收的单孔测试传感器，发射与接收装置之间的距离为200mm。
煤体松动圈测试测站选择布置在1192运输巷距西翼运输大巷30m位置，顶板为9#煤层，松动圈测试布置2个测站，设站时测站距掘进头25m和35m。
每个测站布置2个点，分别在巷道的两帮腰线位置。
钻孔方位基本与巷道垂直，钻头直径42mm，孔深在4m。
图2和图3为1192运输巷右帮Ⅰ-1、Ⅱ—1测孔的声波测试结果。
根据测孔Ⅰ-1声波速度变化分析，煤体的最高声速为2642m/s，最低声速为706m/s 波速随孔深增加而逐渐增大。
在距孔口0.6m范围内波速较小，大于0.6m 的区域波速较大，基本稳定在2500m/s。
表明距离孔口大于0.6m的区域煤体较完整，没有受到扰动，而小于0.6m的区域岩体已破坏，初步确定右帮Ⅰ-1孔的松动范围为0.6m。
根据测孔Ⅱ—1声波速度变化分析，煤体的最高声速为3226m/s，最低声速为719m/s 波速随孔深增加而逐渐增大。
回采巷道收敛规律及支护优化研究
摘
要： 通过 矿压 观测 分析得 到 了回采巷 道 一次 来压过后 的 收敛规律 ， 利 用 Ｍｉ ｄ ａ ｓ ／ Ｇ Ｔ ｓ计 算机 数值
模 拟软 件 多次迭代 计 算 ， 实现 了有 限元 近似模 拟 大变形巷 道 的 离散 元 问题 ， 得 到 了二 次来压 过后 回
２ ． Ｘ ｉ ’ 口 ｎ Ｕ ｎ ｉ ｖ ｅ ｒ ｓ ｉ ｔ ｙ ｏ ｆＳ ｃ ｉ ｅ ｎ ｃ ｅ ａ ｎ ｄ Ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ ， Ｘ ｉ ’ ０ ７ １ ０ ０ ５ ４， Ｃ ｈ ｉ ａ； ｎ
３ ． Ｚ ｈ ｕ ｊ ｉ ａ ｈ ￣ ， Ｓ ｈ ａ ａ ｎ ｘ ｉ Ｓ ｈ ａ ｎ ｍ ｅ ｉ Ｐ ｕ ｂ ａ ｉ Ｍｉ ｎ ｉ ｎ ｇ Ｉ ｄｕ ｎ ｓ ｔ ｒ ｙ Ｃ ｏ ． ， Ｌ ｔ ｄ ， Ｐ ｕ ｃ ｈ ｅ ｎ ｇ ７ １ ５ ５ １ ７ ，Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ）
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厚煤层回采巷道支护设计与矿压观测研究
２ ． ２锚 索参数 确 定 （ １ ） 锚 索直 径 。应 优先 选 用直 径 ２ ０ ｍｍ 及 以
Ｌ 一锚 杆 有 效 长 度 ， 不 小 于 不 稳 定 岩 层 厚 度， ｍ； Ｌ ， 一锚杆 锚固长度 ， 端部锚固一般取 ０ ． ３ ｍ
根据普氏理论计算 自然平衡拱状态下巷道顶 板潜在 松动 范围 ， 计算公 式 为
为 Ｌ ≥Ｌ １ ＋Ｌ ２ ＋Ｌ ３ （ １ ）
取锚杆有效长度 为帮顶松 动及破坏深度 ， 将 各参数代入式（ １ ） 得顶锚杆长度 ： Ｌ ≥０ ． １ ５＋１ ． ７ ７
＋（ ０ ． ３— ０ ． ４ ）＝ ２ ． ２ ２— ２ ． ３ ２ （ ｍ）
帮锚杆长度 ： Ｌ ≥ ０ ． １ ５ ＋ ０ ． ７ ５＋（ ０ ． ３～ ０ ． ４ ） ＝
ｃ ＝ （
Ｂ
－ １ ） Ｈ ｔ ａ ｎ （ ４ ５ 。 一 ）
上的锚索 ； 考虑锚索延伸率 ， １ × １ ９结构（ １ ９芯） 锚 索延伸率约是 １ × ７结构（ ７ 芯） 的 ２倍。因此 ， 锚 索选 用 ｌ×１ ９结构 、 ！ ． ８ ｍ ｍ 的钢 绞线 。 （ ２ ） 锚索长度。锚索应将锚杆支护形 成的预 应力承载结构与深部围岩相 连， 发挥深部围岩的 承载能力， 提高预应力承载结构的稳定性。因此， 锚索应 锚 固在 围岩 内部 相 对 较稳 定 的岩 层 中 。锚 索长度 计算 式为
２巷道支 护参数 设计
ｆ 一 岩层硬度系数 ， 取２ ． Ｏ ４ ４ ； Ｈ一 巷道高度 ， ｍ， 取３ ． ７ ； 顶板岩层的内摩擦角， 。 ， 取３ ３ ； Ｂ一 巷 道 宽度 ， ｍ， 取５ ． ０ ； 仪一岩层倾 角 ， 。 ， 取３ ； ｋ 一顶 板岩层 的稳定 性 系数 ， 取０ ． ９ 。 将各参 数代入 式 （ ２ ） 和式 （ ３ ） 计算 得， Ｃ＝
软媒岩巷道巷道支护矿压观测论文
软媒岩巷道巷道支护矿压观测论文【摘要】寺河煤矿二号井软煤区巷道采用高预应力高强锚杆锚索支护系统，支护材料费用明显高于正常段巷道支护费用。
在寺河煤矿二号井同等条件下（巷道断面规格及围岩类别），虽然使用现设计锚杆支护材料费用较高，但使用高预应力高强锚杆锚索支护系统支护巷道，巷道支护完成后基本上不需要维修，可节省巷道维修所需的大量人力物力。
【关键词】软媒岩巷道；巷道支护；矿压观测前言寺河煤矿二号井15#煤中巷道距顶板0.4～0.8m处赋存一层比较稳定的软煤，严重影响巷帮距顶第1根锚杆和第2根锚杆的支护效果，不论是软煤赋存变化，还是锚杆支护的正常偏差，都会导致巷帮上部两根锚杆进入软煤区而使部分锚杆失去支护作用，起不到支护效果；在动压区和复用巷道中，补强帮锚索位置正好在软煤区，锚索无法正常施工。
这些导致巷道掘进单进水平偏低、成形效果差、报废锚杆多、锚杆支护参数因软煤赋存而改变。
因此，解决寺河煤矿二号井软煤区的巷道支护问题刻不容缓。
1、工程概况寺河煤矿二号井15#煤层位于太原组一段顶部，煤层底板标高526-581m，埋深在329-419m之间，煤层厚1.97～3.84m，平均2.66m。
底板多为泥岩，少数为粉砂岩，顶板K2石灰岩，局部为薄层黑色泥岩。
15#煤层直接顶板为K2石灰岩，厚7.47～11.38m，平均厚10.29m，深灰色，致密坚硬，顶部含似层状燧石条带，全区稳定，局部有泥岩、炭质泥岩伪顶，厚度平均0.41m，松软，易垮落。
直接底板为泥岩，平均厚度约4.24m，属松软型。
这种岩层吸水性强，从而降低了底板的稳定性。
2、软煤岩巷道围岩控制机理研究软煤岩巷道的破坏主要是剪切破坏，破坏位置主要集中在中部及偏上、偏下的位置。
巷道变形主要发生在两帮中部、中部偏上、偏下部位和底板，其中两帮变形最大。
并且巷道两帮破坏主要是剪切破坏，破坏范围较大。
（1）软煤岩遇水泥化巷道控制措施针对寺河煤矿二号井巷道底板岩层为泥岩，含有大量粘土矿物，遇水泥化，强度降低较大，且含有少量遇水膨胀的矿物成分，因此在巷道掘进中要采取必要的疏放水和堵水措施，施工中严格控制用水，及时收集排放局部淋滴水，做到干燥围岩，干燥支护。
窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术
窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术标题：窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术摘要：随着煤的逐渐减少，煤矿行业面临越来越大的安全和生产挑战。
窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术可以有效地提高安全性水平，满足煤矿日益增长的生产需求。
本文分析了窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术的基本原理和优势，并介绍了该技术在实际应用中所遇到的技术问题，提出了一些有效的解决方案。
关键词：窄煤柱、沿空掘巷、锚杆支护、矿压监测正文：煤矿行业的安全生产是确保企业正常运营的重要基础，而窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术是保证煤矿安全生产的重要要素之一。
窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术是一种技术支撑支护技术，它基于煤岩弹性变形特性，利用墙体锚杆的作用力的变化，以换取空洞的支撑力，依靠锚杆的配置位置和墙体的变形，把煤岩受力比较大的部位变形松软部位转移到相对较小的部位。
为了有效地监测煤矿的结构变形状况，煤矿行业开发了多种矿压监测技术，如压力棒观测法、储层外压测量法、X射线CT图像识别法、热断层测定法等。
其中，压力棒观测法是煤矿矿压监测的主要方法，它可以监测煤柱周边的空间压力变化状况，对煤柱的安全性具有重要的指导意义。
然而，窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术也存在一些技术问题，如锚杆配置位置错误、锚杆补强失效等，这些问题会对煤矿安全性产生负面影响。
为此，采取一些有效的解决方案是十分必要的。
针对技术问题，一些有效的解决方案包括：一是通过现场环境调查了解锚杆的安装环境，实施合理的锚杆配置设计；二是增加锚杆的补强数量，以及采用更高强度的锚杆；三是引入钻孔式的压力棒测量，以提高矿压监测的精度；四是采取一定的煤层支护措施，以有效地减少压力对煤柱结构的影响。
综上所述，窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术可以有效地提高煤矿安全性水平，满足日益增长的生产需求。
同时，也应采取有效的解决方案，以解决实际使用中所遇到的技术问题。
在实际应用中，窄煤柱沿空掘巷锚杆支护及矿压监测技术也有一些不足之处，如锚杆的频率超过煤层受力的变化速度，使锚杆支护效果不理想；另外，在超大型煤层中，采用锚杆支护技术的成本较高，需要大量的人力物力，这使得该技术的应用受到限制。
深部回采巷道矿压规律及控制优化技术研究
深部回采巷道矿压规律及控制优化技术研究近年来，随着深部开采的不断推进，深部回采巷道矿压问题越来越成为人们关注的焦点。
深部回采巷道的矿压问题严重影响着矿山生产的安全和效率。
如何准确掌握深部回采巷道的矿压规律以及妥善控制，是矿山企业必须面对并处理的难题。
深部回采巷道的矿压问题主要是指由巷道开挖过程中，因应力集中、岩体变形、岩石开裂和断层滑动等导致的矿压变化。
深部采矿地下水压力大，通常会造成岩石体积减小，应力集中，从而导致矿压变化。
深度越深，压力差越大，矿压变化也就越大。
深部回采巷道的矿压规律是深部开采的基础问题，是矿山企业在进行深部开采时必须解决的问题。
目前，研究者们在实践中逐渐总结出深部回采巷道的矿压规律，这些规律的总结为深部回采的控制优化提供了有力的依据。
首先，巷道尺寸对矿压有着重要影响。
巷道尺寸越大，则矿压越弱，巷道尺寸越小，则矿压越强。
所以，在深部巷道的开挖过程中，应合理控制巷道尺寸，避免因尺寸不当而引发的矿压变化。
其次，露采巷道的高度较低的情况下，会增加矿压的变化。
高度越低，则矿压越大，巷道变形也就越显著。
在设计巷道时，应根据矿区地质条件合理设置生产断面，规划巷道各部分的高度，适当设置拉拔段等来减轻巷道杆件的变形。
在巷道支护方面，也需要注意。
支护的方式对于矿压有着重要的影响，支护方式若不合理，会导致巷道变形加剧，从而引发矿压变化。
因此，在巷道支护方面，要根据地质条件合理选定支护方式，在支护工作中加强对于支护材料的选择及加工质量控制。
综上所述，深部回采巷道的矿压规律及控制优化技术研究是深部矿山开采中重要的研究方向。
巷道尺寸、露采巷道高度、支护方式等因素均影响着矿压变化，应根据地质条件合理地设置巷道尺寸、高度，并在巷道支护方面加大力度。
只有加强对于深部回采巷道矿压规律的研究，才能准确把握深部开采的变化规律，从而制定出更具科学性的巷道设计方案和支护方案，提高矿山的生产效率和安全水平，促进矿产资源的可持续发展。
优化巷道支护方式技术研究
国投煤炭有限公司技术创新计划项目申报书（2014年度）项目名称：优化巷道支护方式技术研究申报单位：国投哈密一矿申报日期：2013年12月19日国投煤炭有限公司生产技术部制订2013年12月19日项目名称优化巷道支护方式技术研究项目内容摘要：地下岩体在开挖以前，由于自重和构造所引起的应力是处于平衡状态。
当开掘巷道或进行回采工作时，破坏了原来的应力平衡状态，就会引起岩体内部应力的重新分布。
它表现为巷硐周围煤、岩体产生移动、变形甚至破坏，直到煤、岩体内部形成一个新的应力平衡状态为止。
在此过程中，巷硐本身或安设在其中的支护物会受到各种力的作用。
这种由于在地下煤岩中进行采掘活动而在井巷、硐室及回采工作面周围煤、岩体中和其中的支护物上所引起的力，就叫做“矿山压力”。
在矿山压力的作用下，会引起各种力学现象，如顶板下沉，底板臌起，巷道变形后断面缩小，岩体破坏散离甚至大面积冒落，煤被压松产生片邦或突然抛出，支架严重变形或损坏，充填物被压缩，以及大量岩层移动地表塌陷等等。
这些由于矿山压力作用，使围岩、煤体和各种人工支护物产生的种种力学现象，统称为“矿山压力显现”。
根据煤炭工业石家庄设计研究院设计：国投哈密一矿主副斜井井筒在施工穿过表土段和风化基岩段时分别采用了钢筋+混凝土支护和架棚+混凝土支护，进入基岩段时采用锚网喷+混凝土支护；矿井+400m水平、+310m水平、+350m水平大巷开拓采用锚网（索）喷支护。
矿井在大巷开拓中不断揭露砂岩、穿层施工，顶板不易管理。
针对哈密一矿软岩复杂性，在施工期间，不断总结经验、创新工艺，通过该项目研究准确掌握软弱围岩的地质力学性质和围岩压力类别，以及进行围岩稳定性评价和变形预测，进行巷道支护设计，正确选取有效控制围岩的支护形式、支护时间和支护参数，并在施工过程中坚持矿压监测，不断调整和优化支护方式，改善支护效果，避免巷道进行二次维修，保障大巷围岩稳定和正常使用要求。
关键词：巷道支护方式软岩巷道设计支护形式研究矿压监测项目的立项背景和意义：根据国投哈密一矿井田勘探钻孔资料，揭露地层有：第四系（Q）、新近系葡萄沟组（N2p）、侏罗系中统头屯河组（J2t）、侏罗系中统西山窑组（J2x）、下统三工河组（J1s）、石炭系上统梧桐窝子组（C2wt）。
优化巷道支护参数,控制成本,实现科学支护技术探析
优化巷道支护参数，控制成本，实现科学支护技术探析【摘要】皖北煤电集团公司恒源矿通过优化巷道支护参数，实现科学支护，确保巷道支护有效，有效降低和控制支护成本投入，减少材料浪费，实现经济技术一体化，提升煤炭企业竞争力。
【关键词】巷道支护；优化支护参数；成本控制与分析1 问题提出的背景当前，煤炭市场疲软，煤矿开采成本不断增加，煤矿企业的生存和发展环境发生巨大变化，生产经营受到严重影响。
通过实施降本增效是煤矿企业增盈的主要途径，鉴于支护材料在吨煤材料费用中所占的权重高，通过控制支护成本投入，在满足安全生产和使用的前提下，根据不同地质条件、用途和服务年限因地制宜的进行巷道支护设计，实行巷道支护差异化管理，实现科学支护，是提高矿井生产效益的重要举措。
2 节约支护成本的途径分析2.1 合理确定巷道断面尺寸巷道断面尺寸是影响支护成本投入的关键因素。
在满足安全使用的条件下，巷道断面越小，循环进度时间缩短，不仅提高了掘进单进水平和工效，而且支护材料投入减少，实现支护成本降低。
2.2 合理确定支护材料参数和支护材料强度依据巷道服务年限、地质条件和巷道围岩稳定情况科学合理确定支护参数和支护强度，在巷道掘进施工期间，要定期搜集巷道变形和矿压情况，或采用类比法的支护方式，根据围岩稳定情况和矿压大小，在满足安全生产需要的情况下，及时修改支护参数和支护强度，实行巷道支护动态化管理，避免支护密度过大，支护强度过高，增加支护成本投入。
2.3 科学锚杆支护设计，减少支护成本浪费近几年来，皖北煤电集团恒源矿巷道支护主要以锚梁网索和锚喷支护为主，占全年掘进巷道进尺90%以上，根据2010年以来恒源矿锚杆巷道支护成本统计分析，锚杆占支护总成本的50%左右，对支护成本影响较大，在进行支护设计及施工时，要根据各采区、煤层顶底板岩性特点和稳定性，结合矿压监测资料和变化规律，按巷道的用途和服务年限实行锚杆支护差异化、动态化管理，要加强施工期间地质调查分析和支护管理，优化调整帮顶锚杆间排距大小、长度，改变以往惯性思维支护理念和套用手法，避免支护强度过高，浪费了材料，同时，做好锚杆支护材料质量抽检验收和施工质量监督检查，保障支护有效，充分发挥每根锚杆支护作用。
煤矿井下矿压规律观测与支护效果分析
煤矿井下矿压规律观测与支护效果分析【摘要】在某矿风井区巷道掘进过程中，进行了巷道煤壁松动圈测试、锚杆受力载荷测试、巷道表面变形、深基点变形规律研究，锚杆（索）锚固力、顶板离层测试等工作。
观测结果对于完善和优化巷道的支护参数具有指导意义，有力地指导了现场实践。
【关键词】煤矿开采矿山压力松动圈测试巷道支护现场观测试验研究是研究确定支护方式，检查支护效果，判断煤巷稳定性，保证安全生产的手段，是支护设计方法的重要组成部分。
通过监测可以验证设计的正确性，检验支护质量，为修改设计提供科学依据；全面检查锚网巷道的支护工作状态；监控巷道所受的采动影响，掌握其围岩变化规律；确定巷道稳定性程度，及时采取措施；检测施工质量和检验锚杆支护设计参数的合理性；确保巷道锚网支护实现安全、优质、经济、合理等。
测站布置如图1所示。
1 巷道煤帮松动圈测试煤体松动圈测试采用中国矿业大学生产的超声波无损检测分析仪，通过对煤体声波参数的测试，可以对煤体的力学性质变化进行分析，判断煤体塑性破坏情况。
松动圈测试采用一发一收的单孔测试传感器，发射与接收装置之间的距离为200mm。
煤体松动圈测试测站选择布置在1192运输巷距西翼运输大巷30m位置，顶板为9#煤层，松动圈测试布置2个测站，设站时测站距掘进头25m和35m。
每个测站布置2个点，分别在巷道的两帮腰线位置。
钻孔方位基本与巷道垂直，钻头直径42mm，孔深在4m。
图2和图3为1192运输巷右帮Ⅰ-1、Ⅱ—1测孔的声波测试结果。
根据测孔Ⅰ-1声波速度变化分析，煤体的最高声速为2642m/s，最低声速为706m/s 波速随孔深增加而逐渐增大。
在距孔口0.6m范围内波速较小，大于0.6m 的区域波速较大，基本稳定在2500m/s。
表明距离孔口大于0.6m的区域煤体较完整，没有受到扰动，而小于0.6m的区域岩体已破坏，初步确定右帮Ⅰ-1孔的松动范围为0.6m。
根据测孔Ⅱ—1声波速度变化分析，煤体的最高声速为3226m/s，最低声速为719m/s 波速随孔深增加而逐渐增大。
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利用矿压观测优化巷道支护的技术研究宁鲁煤电有限责任公司任家庄煤矿马国军摘要：利用矿压观测手段，观察我矿3煤巷道顶板、帮部煤层原岩应力，受支承压力以及回采支承压力下围岩应力及位移变化情况，并对我矿现有巷道支护方式进行论证，从而优化巷道支护设计，实现安全、经济支护方式。
关键词矿压观测优化巷道设计技术研究矿压观测是煤矿开采过程中获取矿山压力主要技术手段，为巷道及回采工作面支护提供科学的事实依据，通过观测，了解任家庄矿11305工作面以及顺槽在掘进和回采过程中的矿压显现特征，进而对整个矿区的矿压显现规律进行分析总结，进一步指导工作面的设备选型和巷道支护体详细参数的选取。
通过编写观测计划和进度，明确现场观测目的、内容、测站布臵、观测方法、观测仪器的使用和注意事项等，对锚网梁索联合支护回采巷道的表面收敛情况、顶板离层情况、围岩静动态松动范围、锚杆受力、锚索受力和工作面朝前压力影响范围进行现场观测，旨在了解和掌握回采巷道的矿压显现规律和围岩变形破坏程度以及锚杆的支护效果，以便于指导日常的安全生产，为煤巷锚杆支护方式和参数的修改、完善和优化提供可靠依据。
1、任家庄矿井田地质概况1.1井田概况任家庄煤矿是横城矿区计划开工建设的第一对大型矿井，矿井设计生产能力为2.40Mt/a，煤矿位于宁夏灵武市东北约20 km的毛乌素沙漠的边缘，西隔黄河30 km与银川市相望。
井田内山西组和太原群含煤多达23层，编号者12层。
其中属于山西组的是一、二、三、四、五、六煤层；属于太原群的是七、八、九、十、十一、十二煤层。
本次进行矿压观测的为11采区的11305工作面，开采的煤层为3#煤层。
精查水文地质勘探，主要是为了查明区内第三、四系覆盖层、煤系地层及上覆岩层的含水性。
通过已完成的水文地质工作，查明了该区水文地质条件及第三、四系地层，二迭系下统下石盒子组，二迭系下统山西组和石炭系上统太原群含煤地层岩层含水性。
1.2、观测工作面状况任家庄煤矿11305工作面位于11采区，主采3＃煤层。
工作面位臵对应地面标高为+1318.4～+1322.8m，工作面标高+864～+940m，工作面埋藏深度380～450m，平均约为415m。
工作面走向长1617m，方位角为207.5°，煤层平均厚度为2.56m，煤层产状为109°～152°∠19～22°。
该工作面北为井筒保护煤柱，南为采区煤柱，西为风巷保护煤柱和准备回采的11303工作面，11303工作面已经回采完毕。
该工作面老顶为泥岩，深灰色、灰色，上中部含粘土，有不明显水平层理，底部有鲕状煤岩层综合柱状图1:100图1.1 煤岩层综合柱状图菱铁矿。
煤层为黑色，光泽暗淡，弱沥青光泽，性脆，煤层分布稳定，结构单一。
巷道掘进过程中发现顶板岩层岩性略有变化。
煤岩层综合柱状图如图1.1所示。
2、围岩物理力学性质的试验分析由于巷道围岩的稳定性除支护作用外，还取决于围岩的强度和应力状况，所以，必须对煤体和巷道围岩的力学性质有全面的了解。
同时，在进行数值模拟时也需要巷道围岩的力学参数。
故从11305工作面顺槽的围岩中取出了煤岩体样本进行单轴及三轴压缩实验。
通过实验得出：11305工作面顺槽顶板、底板岩石和煤体的密度平均值分别为2.672、2.479和1.376 g/cm3。
围岩以及煤体的力学参数汇总如表2.1。
表2. 1 岩样及煤体的单轴实验结果汇总通过三轴抗压试验，又得到岩石及煤体黏聚力、摩擦角等力学特性指标。
由于煤层松软，取样不成功，故只对11305工作面回风顺槽顶底板岩石做了三轴压缩试验。
实验室单轴和三轴实验的试验结果汇总如下表2.2。
表2.2 试样和煤样的密度和单、三轴压缩试验结果汇总3、原支护设计验算及多参量矿压监测的现场试验3.1原支护设计验算：3.1.1原支护参数介绍现有支护参数详见表3.13.1.2 11305运输顺槽断面支护验算 3.1.2.1 顶板锚杆参数确定(1)锚杆长度按《煤矿支护手册》确定锚杆参数公式：(1.1/10)L N B =+ L-锚杆长度（m ）N-围岩稳定性影响系数，巷道围岩属III 类（中等稳定）取N=1.4 B-巷道宽度，B=4.6(m)L=1.4（1.1+4.6/10）=2.2(m)考虑到外露长度，锚杆全长应取2.4 m此设计采用的顶锚杆长度为2.0m ，长度偏小。
（2）锚杆间距按《煤矿支护手册》确定锚杆间距公式: a =a-锚杆间距，mm Q-锚杆锚固力γ -岩体容重，KN/m3k-安全系数，一般取1.5-1.8 6l2-巷道顶板岩体破碎带高度算得：a=1.2m ，原支护设计锚杆间距为0.8m ，偏安全 （3）锚杆直径按《煤矿支护手册》确定锚杆直径公式：d =Q-锚杆锚固力，取120KNt σ-杆体抗拉强度, 顶锚杆为螺纹钢锚杆t σ为400MPa 得：d=19.5mm 。
设计直径为20m 符合规范要求。
（4）锚固长度 由公式L=12dL-锚固长度（mm ） d-锚固直径（mm ） L=12×20=240mm3.1.2.2 锚索支护参数设计（1）锚索锚固长度计算。
按GBJ86-85要求，锚索锚固长度La 应符合：14s a c d f L kf ≥式中 k ——安全系数，一般取k=2；d 1——锚索钢绞线直径，为17.8mm ； f s ——钢绞线抗拉强度，为1897MPa ；f c ——锚索与锚固剂的设计黏结强度，用树脂作锚固剂，其黏结强度为10 MPa 。
则La≥2×17.8×1897/(4×10)≥1707.3mm ；再根据工程类比法，La 应取2.2m 。
（2）锚索长度计算L=La+L b +L c +L d式中：L ——锚索总长度，m ；L a ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，根据上面的计算取2.0m ；L b ——需要悬吊的不稳定的岩层厚度，计算得出非弹性变形区半径为4.2m ，取Lb=4.2m ； L c ——安装托盘及锚具的厚度，取0.1m ； L d ——需要外露的涨拉长度，取0.2m 。
则L=2+4.2+0.1+0.2=6.5m ，实际选用L=7.0m 符合规范要求。
（3）锚索排距计算根据设计要求，锚索的排距e 和锚索的长度L 比值不小于2，锚索的排距不大于3m ，现有的巷道顶板锚杆排距为0.8m ，设计锚索排距e 为2.4m 符合要求。
3.1.3 11305回风顺槽断面支护体系验算： 3.1.3.1 顶板锚杆参数确定(1)锚杆长度按《煤矿支护手册》确定锚杆参数公式：(1.1/10)L N B =+ L-锚杆长度（m ）N-围岩稳定性影响系数，巷道围岩属III 类（中等稳定）取N=1.4 B-巷道宽度，B=3.7(m)L=1.4（1.1+3.7/10）=2.0(m)考虑到外露长度，锚杆全长应取2.2 m此设计采用的顶锚杆长度为2.0m ，长度偏小。
（2）锚杆间距按《煤矿支护手册》确定锚杆间距公式: a =a-锚杆间距，mmQ-锚杆锚固力，为120KN γ -岩体容重，KN/m 3k-安全系数，一般取1.5-1.8 6 l 2-巷道顶板岩体破碎带高度 算得：a=1.2m实际锚杆间距为0.8m ，符合要求 （3）锚杆直径按《煤矿支护手册》确定锚杆直径公式：d =Q-锚杆锚固力，取120KNt σ-杆体抗拉强度, 顶锚杆为螺纹钢锚杆t σ为400MPa 得：d=19.5mm 。
设计直径为20m 符合规范要求。
（4）锚固长度 由公式L=12dL-锚固长度（mm ） d-锚固直径（mm ） L=12×20=240mm3.1.3.2 锚索支护参数设计（1）锚索锚固长度计算。
按GBJ86-85要求，锚索锚固长度La 应符合：14sa c d f L kf ≥式中 k ——安全系数，一般取k=2； d 1——锚索钢绞线直径，为17.8mm ； fs ——钢绞线抗拉强度，为1897MPa ；fc ——锚索与锚固剂的设计黏结强度，用树脂作锚固剂，其黏结强度为10 MPa 。
则La≥2×17.8×1897/(4×10)≥1707.3mm ；再根据工程类比法，La 应取2.2m 。
（2）锚索长度计算L=L a +L b +L c +L d式中：L ——锚索总长度，m ；L a ——锚索深入到较稳定岩层的锚固长度，根据上面的计算取2.0m ； L b ——需要悬吊的不稳定的岩层厚度，计算得出非弹性变形区半径为4.2m ，取L b =4.2m ； L c ——安装托盘及锚具的厚度，取0.1m ； L d ——需要外露的涨拉长度，取0.2m 。
则L=2+4.2+0.1+0.2=6.5m ，实际选用L=7.0m 符合规范要求。
（3）锚索排距计算根据设计要求，锚索的排距e 和锚索的长度L 比值不小于2，锚索的排距不大于3m ，现有的巷道顶板锚杆排距为0.8m ，为此设计锚索排距e 为2.4m 。
综上，根据规范规定，原支护设计锚杆长度不够，没达到规范要求，锚杆间距偏安全。
3.2 矿压显现特征11305工作面的矿压显现特征为：（1）顶板比较完整，支护难度不大，而由于煤体较软，当回采工作面推进时，煤体的片帮现象很严重；（2）工作面顺槽的帮部锚杆设计存在问题，强度不够，造成工作面接近时锚杆的端部损坏严重，螺母迸出。
4. 多参量监测通常使用的监测技术和手段包括巷道表面位移监测和锚杆受力监测。
进行常规监测的测站布臵在回风顺槽和运输顺槽内，1#、2#、3#和4#位于回风顺槽，其中1#测站距离初始切眼260m；5#、6#、7#和8#测点位于运输顺槽，其中5#测站距离切眼340m，各测站间的距离均为30m，具体的位臵见图4.1。
图4.1 常规监测测点位置图4.1 巷道表面位移监测与分析由工作面顺槽中2#、3#、4#和6#测站处顶底板移近和两帮移近的数据可以分析得知：当测站距离工作面大于100m时，顶底板移近速度和两帮移近速度保持在2cm/天，随着工作面的推进，当距离大于30m，小于100m的时候，移近速度都大于2cm/天，保持在5cm/天。
4. 2 锚杆受力监测测量断面如图4.3所示，图4.3 回风顺槽内锚杆测力计布臵图（运输顺槽锚杆测力计布臵在上帮中部位臵）通过观测看出，随着工作面的推进，由于各测点距离工作面还在100m以外，故锚杆受力没有太大变化，稳定在49～51MPa；当回风顺槽内的测站离工作面距离小于100m时，各测站的顶板和帮部锚杆的受力均有增大，当测站距离工作面20m左右时，锚杆受力达到最大，顶部和帮部分别为54.818MPa和52MPa左右，当距离进一步减小为10m 以内时，受力又有减小，最小为37MPa左右，可以判断此时的应力已经得到了释放。