富水围岩回采巷道锚杆支护技术研究

通过在某矿1408工作面回采巷道顶板现场钻孔抽水试验,确定钻孔单位涌水量为0.933 L/min,属于中等富水性含水层。结合围岩强度强化理论,确定了影响巷道围岩稳定性的因素。通过数值模拟,研究分析了所提出的5个支护方案在围岩含水条件下对锚杆支护效果的影响,最终确定巷道支护方案为锚网联合支护,顶锚杆长度2 400 mm,间排距0.65 m×0.9 m,并架设钢筋梯、铺金属网;帮锚杆长度1 800 mm,间排距1 m×0.9 m,铺金属网。     

宏泰煤矿回采巷道支护方案优化的FLAC~(3D)数值模拟分析

宏泰煤矿26B~#煤层回采巷道原采用的支护方案为顶板布置2排φ18 mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为1.6 m,间排距为1 m,巷道底板和两帮不支护。经现场调查分析,在矿山压力作用下,巷道顶板上方出现了裂隙和离层现象,并且巷道顶底板移近量明显。为确保巷道稳定,对原支护方案进行了优化,即对巷道顶板较完整的区域采用螺纹钢锚杆进行支护,对顶板较破碎的区域采用锚索支护。为有效确定巷道顶板锚杆、锚索的布置形式及相关支护参数,采用FLAC~(3D)软件构建了数值模型,分别进行了围岩位移场、围岩应力场以及围岩塑性区的数值模拟分析。结合数值模拟结果确定的优化支护方案为:巷道顶板布置3排锚杆,锚杆长度1.8 m,间排距为0.8 m;当巷道顶板较破碎时,顶板布置2排锚杆和1排锚索,锚杆锚索的间排距均为0.8 m,锚索长度视巷道围岩稳定性情况而定。该方案可供类似矿山回采巷道有效支护提供可靠依据。     

基于FLAC3D数值模拟的巷道围岩稳定性及支护参数设计研究

为了巷道支护设计的合理性,确保矿井的安全生产,采用理论分析和FLAC^3D数值模拟对巷道围岩稳定性进行分析,利用悬吊理论、压力拱理论对巷道的预紧力、间排距等支护参数进行了校核,得出锚索的支护强度满足支护要求;然后利用模拟分析,对不同的锚杆长度和排距进行分析,研究从围岩应力、巷道断面收缩率以及塑性区分布进行分析对比,研究得出,锚杆的最优长度为2.0 m,锚杆最优的排距为0.8 m,研究为类似地质条件下巷道的支护设计提供一定借鉴意义。     

云南疆锋铁矿Ⅱ~#矿段巷道联合支护方案设计

云南疆锋铁矿Ⅱ#矿段采用阶段空场嗣后充填采矿法进行矿体开采,矿体围岩虽为较坚硬岩组,但受构造影响,岩石较破碎,围岩稳固性较差。采用声波法对巷道开挖后的围岩松动圈进行了测试,得出该矿巷道围岩松动圈深度为1.8 m。在此基础上,采用FLAC3D数值模拟方法对该矿巷道在遇到不稳固围岩采用喷锚支护时,锚杆长度、间距、排距对巷道支护稳定性的影响进行了分析,对巷道通过断层破碎带时的支护方案进行了设计,并确定出了合理的支护参数。研究表明:(1)对巷道进行喷锚网支护后,巷道围岩塑性区明显减少,最大位移量仅为4.91 cm,远小于不支护情形下巷道围岩的最大位移量(16.5 cm),不支护时巷道位移最大值区域较大且连成片,支护后巷道位移最大值区域仅零星散布于巷道两帮及顶板,并未成片出现;(2)锚杆参数中,对巷道支护稳定性影响最大的为间距,其次为排距,再次为长度,该矿巷道在通过不稳固围岩时,宜采用喷锚支护,喷射混凝土厚度为10 cm,锚杆参数最优取值为长度1.8 m、间距0.6 m、排距0.8 m;(3)该矿巷道在通过断层破碎带时,宜采用超前锚杆+钢拱架的超前支护方案,管棚长5.59 m、直径30 mm、间距0.3 m、仰角4.3°、钢拱架间距0.6 m。     

基于围岩松动圈测试的巷道锚杆支护参数优化及应用

针对镇沅金矿巷道围岩松软破碎的情况,为了合理有效地支护巷道,降低支护成本,采用声波监测的方法对巷道围岩松动圈进行测试,得到巷道围岩松动圈为0.9~1.2 m,并据此对巷道锚杆支护参数进行优化设计。通过理论计算与数值模拟相结合的方式确定了合理的锚杆支护参数:锚杆长1.8 m,直径为16 mm,间排距为0.9 m×1.0 m。应用锚杆支护参数进行工业试验,并对巷道锚杆承载力和巷道收敛变形进行监测,结果表明,支护参数可以有效控制巷道变形,维护巷道稳定,既提高了巷道支护效果,又降低了支护成本,为矿山的安全高效回采提供了技术支持。     

王庄煤矿薄煤层半煤岩巷锚杆支护设计

以王庄煤矿4007工作面胶带顺槽为例,综合极限平衡区和非弹性区、组合拱锚杆支护设计理论,结合薄煤层半煤岩巷围岩特点,提出顶板选用直径16 mm,长度2.0 m的螺纹钢锚杆支护,锚固长度为0.50 m,锚杆间排距为0.9 mX0.9 m,取消帮部锚杆。现场施工后,巷道变形量稳定,顶底板最大移近量为160 mm,两帮最大移近量为114 mm。在保证巷道围岩稳定的情况下,节约了大量支护材料,提高了支护效率。     

高应力坚硬顶板煤层巷道锚杆支护方案的确定

针对国内某大型矿井高应力坚硬厚顶板煤层巷道锚杆支护方案的优化问题,通过分析初步确定了锚杆支护的候选方案,随后利用数值计算各方案时巷道围岩的稳定性,并据此确定锚杆支护方案.研究结果表明:该矿回采巷道属于高应力坚硬厚顶板煤层巷道,属于I类巷道顶板,巷道支护的重点应在巷道两帮.锚杆支护参数(锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距)对支护效果有较大影响.该矿条件下,帮部锚杆间排距对支护效果的影响较敏感;回采巷道帮部锚杆采用直径18mm、长度2.4m、间排距0.8m、锚固长度0.8m时锚固效果较好,能满足巷道稳定性要求.     

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。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

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。     

高强预应力让压锚杆在复杂围岩中的应用

以杨营煤矿3103工作面顺槽复杂围岩巷道支护为背景,运用自然平衡拱理论,计算出杨营煤矿复杂围岩条件下锚杆合理的支护参数：顶锚杆长度为2.4 m,间距为0.9 m;帮锚杆长度为2.2 m,间距为0.8 m;排距均为1 m。将理论计算出的锚杆参数结合有限差分数值模拟软件FLAC3D,分别对普通锚杆、高强预应力锚杆及高强预应力让压锚杆进行了对比模拟研究。理论及实践均表明：高强预应力让压锚杆能够对围岩形成主动支护,减小松动圈破坏范围,可防止锚杆因承受过度载荷过早进入屈服阶段而失效,同时能够减小巷道支护密度,提高掘进速度,对复杂围岩巷道形成了很好的支护效果。     

深部岩体质量分级Q系统的改进

岩体质量是复杂岩体工程地质特性的综合反映,是岩石工程稳定性判别和支护设计的基础。现有岩体质量分级方法大多基于浅部岩石工程,对深部岩体并不适用。本文在综合分析现有岩体质量分级方法的基础上,基于深部地下工程"高地应力、高温、高渗透压"的特点,考虑"三高"对围岩质量的影响,对传统Q系统方法进行修正,建立适合深部工程围岩质量评价的方法,并进行工程应用研究,研究表明,考虑"三高"的Q系统方法分级的岩体比用常规Q方法分级等级一般要低一级,可见常规评价方法评价深部岩体质量存在安全隐患,必须进行修正。     

斜沟煤矿工作面运输巷围岩控制技术实践

为确保斜沟煤矿18106工作面运输巷围岩的稳定和安全,决定采用锚网索+钢带支护方案;通过理论计算确定锚杆的长度、直径及锚固方式等参数,采用数值模拟确定锚杆的间排距;结合理论分析与数值模拟结果,对巷道的支护方案进行设计,并在巷道掘进期间进行表面位移的监测;实践表明,巷道采用该支护方案后,掘进期间巷道顶底板移近量与两帮移近量的最大值分别为68 mm和84 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

深部破碎岩体巷道围岩控制技术研究

某金矿进入深部开采后，由于围岩破碎，巷道开挖后出现了明显的变形和破坏现象，难以满足其服务期间的稳定性要求。针对这一问题，采用现场调查、数值模拟和现场试验等手段开展了研究。首先，分析了巷道变形和破坏特征，认为该矿巷道破坏表现为两帮破坏，然后发展至顶板。其次，从充分利用深部破碎岩体自承能力的角度出发，提出了马蹄形巷道设计方案，并采用数值模拟的方法分别模拟了矩形巷道，直墙半圆拱巷道，直墙三心拱巷道和马蹄形巷道的开挖过程，结果显示当采用马蹄形巷道时，能够减小围岩应力松弛区的范围，改善围岩的受力条件，极大限度地抑制了围岩的变形和破坏。再次，给出了优化的马蹄形巷道支护方案，在传统只采用顶板锚杆的基础上增加两帮锚杆和穿带，其中，顶板锚杆间距 1.5 m，两帮锚杆间距 1.0 m，排距均为 1.0 m。最后，将得到的马蹄形巷道方案应用到该矿-900 m 分段联巷的工程实践当中，结果表明马蹄形巷道施工后围岩没有发生明显的变形和破坏，取得了较好的施工效果，保证了巷道的稳定性。通过本研究可以为该种类型的深部破碎岩体巷道的围岩控制技术提供参考和借鉴。     

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。     

软岩巷道联合支护技术研究

针对西部地区煤矿围岩承载力低,锚喷支护难以有效控制围岩变形,巷道返修率居高不下等问题,在新上海一号煤矿113082轨道巷施工中,拟采用“钢带、锚杆索支护+反底拱”支护方案。基于围岩松动圈理论,确定了巷道松动圈的厚度及锚杆长度|基于关键部位支护原理,确定了锚索的长度、位置及排距|基于滑移线理论和塑性极限分析法,确定了反底拱锚杆的长度及间距。数值模拟结果表明,该方案能够改善围岩应力状态|现场实施后,该方案可以有效控制巷道围岩变形,保证了煤矿安全生产。     

深井破碎软岩巷道支护参数设计研究

为减小九龙煤矿软岩巷道北二正巷围岩变形量,通过FLAC3D数值软件对北二正巷的支护参数进行数值模拟分析,对锚杆、锚索、喷层等支护参数进行优化,提出优化的巷道支护方式,并结合在掘进和回采动压条件下对原支护方式与优化巷道支护方式,对巷道围岩的稳定性进行分析。分析结果表明,巷道顶板、帮部、底角锚杆分别采用长2000mm、2200mm、2400mm的Φ20等强度右旋螺纹钢锚杆、喷层厚度180mm、锚索长7000mm,间排距2000*2000mm时,为较优支护方案,能有效保证巷道围岩的稳定性,满足巷道安全和正常生产需要。     

深部厚顶煤巷道高预应力锚索梁支护优化技术研究

赵楼煤矿3302轨道巷为埋藏千米的深井巷道,在原支护条件下顶板沉降量大,围岩变形严重。针对此,采用钻孔窥视仪及地质雷达探测了巷道围岩的破裂区域,并对松动破坏规律进行了分析。根据探测结果,提出了高预应力锚索梁支护优化方案,利用离散元数值软件UDEC对方案优化前后的围岩裂隙分布及锚杆(索)受力进行了分析。数值模拟及现场监测结果表明,提高锚杆(索)预紧力可有效地控制锚固区内顶板离层,增强顶板的完整性;高预应力锚索梁支护方案显著改善了巷道围岩控制效果。     

掘进巷道过断层破碎带围岩控制技术

为了保证巷道施工质量,提高围岩稳定性,保证煤矿后期安全稳定生产,在复杂条件下的31115材料巷施工过程中采取了“注浆+桁架锚索+锚棚”等联合控制措施,有效控制了工程巷道围岩变形,保证了巷道施工安全,取得了显著成效。