小峪煤矿8104工作面进风巷支护设计探索

为得到8104工作面进风巷支护设计参数,采用数值模拟方法对比了3种支护方案条件下巷道围岩塑性区分布、应力分布及位移情况.数值模拟结果表明:巷道围岩应力受锚杆/索长度影响较大,增大锚杆/索长度可以有效控制巷道围岩应力集中程度,而锚杆/索预紧力对巷道围岩应力集中程度影响较小,但锚杆/索长度及预紧力在控制巷道围岩变形方面均能够起到明显作用.现场对工作面开采期间巷道围岩变形量进行监测,结果表明,巷道顶板最大移近量为93.6 mm,两帮最大移近量为70.8 mm,这说明现有支护能够较好维持巷道围岩的稳定性.     

东曲矿回采巷道支护技术研究

为确定东曲煤矿回采工作面巷道合理支护参数,采用理论分析、数值模拟及现场观测的研究方法对回采巷道围岩变形原因及巷道支护参数进行研究。研究表明:巷道变形严重原因为锚杆支护长度小于围岩塑性区破坏深度;理论分析、数值模拟及现场监测表明巷道合理支护参数为:锚杆采用Ф22×2400mm,间排距为800×800mm,锚索采用Φ17.8×6000mm,间排距为1400mm×1600mm。     

孟家窑煤矿11505特厚煤层工作面回采巷道围岩控制技术研究

为保障11505运输顺槽围岩的稳定,根据巷道赋存特征,采用FLAC3D数值模拟软件进行锚杆支护合理参数的模拟分析,确定顶帮锚杆长度分别为2 600 mm和2 400 mm,顶角锚杆与帮角锚杆的安设角度分别为75°和25°,基于锚杆支护参数的模拟结果进行巷道锚网索支护方案的具体设计,并在巷道掘进期间和工作面回采期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:11505回风顺槽在该种支护方案下,巷道掘进期间及工作面回采期间围岩变形量均较小,满足回采巷道的使用要求。     

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。     

深井高应力巷道锚杆支护参数优化研究

针对潘西矿7192回风巷在原锚杆支护效果不理想的情况,通过数值模拟软件FLAC3.3,对不同支护方式和支护参数条件下的锚杆支护情况进行模拟,并对模拟结果进行了分析。结果表明:相比原有的锚杆支护,强力锚杆支护系统能更有效地控制巷道围岩变形。通过对不同锚杆预紧力、锚杆排距、锚杆直径、锚杆长度的模拟支护效果分析,得到了优化参数预紧力为15t、排距为800mm、直径为25mm、长度为2.4m的螺纹钢筋锚杆支护方案。同时,将优化的支护方案进行现场试验,试验结果表明强力支护锚杆系统能更有效地控制巷道变形,明显改善巷道围岩支护效果。     

新型拉力分散型锚杆支护参数优选数值模拟研究北大核心

为解决传统锚杆无法有效适应深部岩巷复杂应力环境的难题,以某巷道为工程背景,针对1种新型拉力分散型锚杆,基于控制变量试验设计方法,对锚杆长度、锚杆间距、锚杆排距、锚杆直径和锚固长度5个主要参数不同组合方案下的巷道支护进行了数值模拟;分析了巷道围岩的变形和垂直应力的变化,给出了锚杆支护的最优参数以及各参数对巷道围岩变形的控制效果的影响主次顺序。结果表明:基于锚杆参数对巷道围岩的控制作用,优选后的锚杆参数为锚杆长度2.5 m、杆体直径22 mm、锚固长度0.5 m、锚杆间排距0.6 m;通过支护参数优选,可以有效控制围岩稳定性和巷道安全。     

湖西矿深部大断面软岩巷道支护的DDA数值研究

针对湖西矿深部大断面软岩巷道支护难题,根据巷道围岩地质条件及无支护条件下数值模拟结果,提出四种支护方案.采用了不连续变形分析( DDA)方法进行数值分析,模拟了巷道在不同支护条件下围岩的变形、垮落情况.研究表明,支护方案2(锚杆长度2200mm,顶锚杆间排距750mm×1000mm,帮锚杆间排距800mm×1000m,锚索长度4500mm,间排距1500mm×2000mm)效果最佳,顶、底、左帮、右帮的位移量均较小,分别为20.0mm、10.6 mm、9.8 mm、8.6 mm.同时,将数值分析结果与现场矿压实测数据进行了比对,两种结果比较接近,说明DDA方法可以为锚杆支护巷道的优化设计提供参考.     

三软煤层及风氧化顶板支护技术研究

针对晋北煤业5-101工作面轨道巷特殊的三软煤层及风化不稳定顶板地质情况,研究分析原支护方案下巷道围岩大变形的原因,并优化设计支护方案,提出采用"加密高强锚杆+注浆锚索"的巷道支护方法。通过对巷道变形进行监测,顶底板和两帮最大变形分别控制在150mm和200mm以内,验证新支护方案可以有效地减小巷道围岩变形,提高稳定性,为相似巷道的支护设计提供参考。     

大断面软岩巷道锚杆支护参数的模拟研究

大断面软岩巷道的支护问题是煤矿巷道支护的一个技术难题。在分析兴越煤矿回风大巷围岩岩性、地质条件及支护影响因素的基础上,通过现场实测、理论分析,确定巷道锚杆的支护参数;应用UDEC数值模拟软件,对不同锚杆支护参数条件下的巷道围岩变形、破坏情况进行分析,对巷道锚杆支护参数进行优化。确定选用锚杆直径22 mm、长度2.4 m,间排距800 mm×800 mm的支护方案是最优的。现场实践也表明,支护参数选取合理,支护效果较好。     

基于正交试验对深部巷道锚喷网支护参数的设计与优化

针对深部围岩巷道支护问题,通过现场设置测点对地应力进行测试,并在参考深部围岩支护措施基础上,设计正交试验就锚喷网支护措施中各因素对支护的影响进行分析,得到各因素对巷道围岩的变形影响大小依次是喷层厚度、锚杆间排距、锚杆长度、锚杆直径。并借助ANSYS对正交试验得到的使巷道变形和破坏影响最小的最佳组合方案进行优化,通过优化得到了深部岩体的最合理经济的锚喷网支护参数为喷层厚度为80 mm、锚杆间排距为0.8 m×0.8 m、锚杆长度为1.8m、锚杆直径为准42 mm的管缝式锚杆。     

某矿5~#煤层软岩巷道锚杆锚索联合支护方案

某矿5#煤层围岩层岩性较软,可塑性较强,遇水有膨胀现象,该煤层已掘进的巷道均见有底鼓现象,极易造成巷道变形。结合该矿巷道变形破坏的实际情况以及巷道矿压监测数据,分析了巷道变形破坏特征,认为棚式金属支架支护作为一种被动支护形式,难以发挥围岩的支撑作用,且支护成本较大,软岩巷道的支护原则应为避开回采工作造成的应力集中带或构造应力集中带,充分利用围岩的自稳性,提高巷道帮部的支护强度。在此基础上,结合FLAC数值模拟分析方法,设计了以锚网索支护为核心的支护方案,巷道优先采用全长锚固锚杆,支护范围宜相应增大,选取长度大的锚杆、锚索对巷道围岩进行联合支护。研究表明:该煤层软岩巷道锚杆、锚索联合支护的最优参数为巷道顶板采用高强度小孔径全锚索支护形式,锚索直径为17.8 mm,锚索预紧力不宜小于135 k N;巷道帮部采用自旋式全长锚固支护形式,以改善锚杆的整体受力状况,锚杆长度应相应增加,锚杆直径为22 mm,长度为3 500 mm,锚杆(索)间排距为800 mm;巷道顶帮均采用高强钢带或槽钢和金属网护表,确保巷道浅层围岩稳定。     

杨庄矿软岩巷道锚杆与钢管混凝土支架联合支护技术研究

杨庄矿Ⅲ水平南大巷软岩巷道围岩强度低,黏土矿物含量高,吸水泥化现象严重,巷道围岩变形量大,锚杆失效较为普遍。结合南大巷软岩巷道围岩变形特点,设计了锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案。巷道断面采用马蹄形,锚杆为Φ20 mm×L1800 mm的左旋螺纹钢锚杆,钢管混凝土支架主体钢管选用Φ194 mm×L8 mm无缝钢管,灌注C40核心混凝土。结合理论计算可知,设计支护方案的极限承载能力大于南大巷围岩荷载,能够维持巷道围岩的稳定。通过数值分析和现场监测分析可知,巷道围岩变形较小,锚杆和钢管混凝土支架支护作用力均小于其极限荷载,支护结构稳定,所以锚杆与钢管混凝土支架联合支护方案满足了Ⅲ水平南大巷软岩巷道支护的要求。     

深部破碎围岩开拓巷道支护技术研究

针对新密市大磨岭煤矿深部破碎围岩回风开拓大巷变形破坏严重的问题,采用理论分析和现场实测相结合的方法,分析了原支护回风开拓大巷矿压显现规律及变形破坏原因,提出了不对称"锚网索喷"二次联合支护方案。文章根据现场实际条件,确定了一次支护锚杆直径为22mm、长度为3000mm,巷道下帮、上帮肩部锚杆间排距分别为650mm×750mm、750mm×750mm,巷道两帮锚杆间排距750mm×750mm;二次支护方式采用"锚索+W型钢带"加强支护。通过现场工业性试验可知,17~49d后回风大巷围岩变形基本趋于稳定,平均变形速度约1mm/d,即优化支护设计方案应用效果较好。     

采空区下巷道锚杆支护参数优化数值模拟分析

为研究采空区下布置巷道围岩的控制技术,以厚煤层采空区下布置的2311工作面巷道支护参数选择为背景,采用数值模拟技术,利用正交试验,建立了27组锚杆支护巷道围岩力学模型,分析了不同支护参数与巷道围岩变形之间的关系,确定了最优巷道锚杆支护参数方案。结果表明:基于极差分析,影响巷道顶底板变形的最大因素包括帮与顶锚杆间距、帮与顶锚杆排距,其中帮锚杆长度、帮锚杆间距、间排距等三个因素对巷道两帮的变形影响最大;基于灰色模糊理论,确定锚杆间排距0. 7 m、锚杆直径18 mm、顶锚杆长2. 6 m和帮锚杆长2. 4 m为最优支护参数方案。模拟结果为现场巷道围岩控制提供了理论基础。     

14206辅运顺槽补强支护技术研究

为了解决14206辅运顺槽支护困难问题,通过对巷道破坏形式分析、围岩变形观测及钻孔窥视等手段,综合分析了巷道支护失效原因主要是围岩松动圈范围处于锚杆支护长度外。基于此,提出了锚杆补强支护方案,通过工业性试验,取得了良好的工程效果。     

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。     

回采巷道预应力锚杆支护参数模拟优化研究

针对慈林山9103巷道收敛变形小以及巷道服务年限较短情况,通过FLAC3D模拟不同锚杆支护参数条件下巷道支护效果,确保巷道安全使用前提下降低支护成本。结果表明:最优化锚杆支护参数为:预紧力30 k N、间排距1 000 mm×1 200 mm、直径20 mm、长度2.2 m,锚索仍沿用φ18.9 mm×5 300 mm、排距3 600 mm方案;工程实际支护效果良好,虽较原支护方案围岩变形量有所增加,但仍在变形安全允许范围内;巷道支护材料消耗平均优化比例超过50%,支护成本明显降低。     

王庄煤矿8105孤岛工作面巷道支护参数数值模拟分析

以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。     

高应力泥岩顶板巷道围岩失稳特征及控制分析

通过对高应力泥岩顶板回采巷道破坏特征、力学变形机制及失稳原因分析,建立了回采巷道锚杆-锚索支护区变形协调方程,提出了高应力泥岩顶板回采巷道围岩控制关键技术,确定了预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护方案,并对设计方案进行了数值计算与工业性试验。结果表明:高应力泥岩顶板巷道表现为顶板破碎严重及离层量大、两帮呈非对称收敛变形与底鼓量大的特征;高应力及泥岩顶板软弱围岩是巷道围岩产生破坏的内在原因,锚杆-锚索支护强度过低及锚杆-锚索支护区非协调变形则是巷道围岩破坏失稳的外在原因;古汉山矿13051回采巷道围岩为高应力-节理化-膨胀性复合型(HJS)软岩,为Ⅰ_(AB)Ⅱ_(AB)Ⅲ_(ABD)复合型力学变形机制,采用设计支护方案后,巷道围岩变形能利于释放,围岩压力减小,锚杆-锚索受力均匀,巷道围岩变形保持在可控范围内,预留断面高强预应力锚杆-锚索协调变形支护利于巷道围岩稳定。     

金川矿区深部巷道喷锚网支护参数研究

与传统的棚式支护相比,锚杆支护可以充分改善巷道维护状况保持巷道长期稳定,有利于提高采掘效率和生产率。金川矿山巷道围岩松软且易发生流变,在使用金属支架时,顶底板、两帮相对移近量为300~500 mm,轻则为100~200 mm,严重时超过1 000 mm。巷道使用锚杆支护时,必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。随着金川矿区探明资源量的逐年消耗,大部分采场深度已经超过或逼近600 m,地压增大、巷道收敛变形严重,浅部巷道惯用的喷锚网支护参数在深部巷道支护中矛盾开始显现。针对龙首矿深部巷道支护参数及变形特征,对深部巷道的喷锚网支护参数进行数值模拟研究。经过对锚杆长度、喷射混凝土厚度的模拟研究得出,在金川矿区深部巷道喷锚网支护过程中,将锚杆长度增加至3 m,喷射混凝土厚度200 mm,间排距1.5 m×1.0 m的支护方案可以有效的维持巷道稳定。