基于上限理论的深部巷道顶板锚杆预紧力简化设计方法

以深部直墙半圆拱巷道为例,基于非线性Hoek-Brown强度准则,考虑顶板围岩应力与锚杆支护作用,构造出顶板围岩破裂机制,利用极限分析上限法,提出了巷道开挖初期顶板锚杆预紧力的简化设计方法,给出了相应工程建议措施,并通过现场应用实例验证了高强预紧力支护对顶板围岩的控制效果。研究结果表明:巷道开挖初期,锚杆支护构件只有施加足够预紧力,才可有效限制顶板围岩下沉破坏;随岩体强度参数增大,锚杆所需预紧力不断减小,而随锚杆布设间距与围岩应力增大,锚杆所需预紧力不断增加;在软弱或松散破碎围岩中,可通过采用高强、高韧性锚固支护构件并施加高预紧力或注浆加固等方式来获得较理想围岩控制效果。     

深部大断面巷道交叉点围岩稳定性分析及控制技术

针对邢东矿-760 m水平大断面巷道交叉点顶板明显下沉、两帮剧烈收敛、底板强烈鼓起、柱墙岩体破碎松散等巷道变形破坏特征,采用理论分析、数值模拟、工程类比及现场观测等方法,针对性地提出了集多层次交错密集高强度锚杆(索)支护技术、多层混凝土喷层拱支护、壁后注浆加固拱和柱墙浇注混凝土加固于一体的锚喷网注联合支护技术,剖析了深部大断面交叉点具体支护方法的围岩控制机理。研究表明:①当锚杆安装越密集时,压应力叠加所形成承压拱的最小厚度越大,压力拱承载能力越强;②锚杆间距大于700 mm时,喷层结构最大承载力小于0.55 MPa,随着锚杆间距减小至400 mm,喷层承载能力与锚杆间距呈类幂函数增长关系;③喷层结构承载能力与喷层厚度呈类线性关系,即喷层承载能力随喷层厚度增大而线性增大;④数值模拟结果表明围岩塑性破坏深度较大的区域位于顶部两肩窝处,且交叉点大部分塑性区深度小于2.4 m,锚杆长度确定为2.4 m时,能够使得锚杆锚固在岩体的弹性区内。基于以上研究,结合现场地质生产条件确定巷道交叉点围岩支护方案,并进行现场工程应用。工程实践表明,采用锚喷网注联合控制技术后,顶底板、两帮移近量最大分别为166、134 mm,移近速率最大分别为9.8、7.3 mm/d,巷道围岩总体收敛情况较好,有效控制了-760 m水平大断面巷道交叉点围岩变形。     

新城金矿滕家矿区深部巷道围岩破坏与数值分析

针对新城金矿滕家矿区深部巷道围岩进行现场工程地质调查、岩石力学实验，分别应用RMR、Q和GSI方法对巷道围岩进行岩体质量分级，确定其围岩体质量等级为III级，岩体质量差~一般。以岩体质量分级为基础，应用Hoek-brown准则和经验公式估算岩体力学参数。应用弹塑性力学解析巷道围岩塑性区破坏范围，并以此为基础应用Phase2对巷道围岩稳定性进行分析。结果表明：巷道顶板塑性破坏范围为0.598 m，两帮塑性破坏范围分别为0.84 m和0.695 m；巷道顶板位移为7.2 mm，两帮位移分别为7.6 mm和6.8 mm；从巷道围岩应力分析可以看出，深部巷道开挖产生的应力集中超过岩体强度，由此判断深部巷道围岩破坏主要是开挖扰动应力作用在节理化岩体上致使巷道围岩失稳破坏，本研究结果对该矿深部巷道围岩支护提供依据。     

三山岛金矿深部巷道围岩破坏机理及支护参数优化

随着开采深度增加,三山岛金矿深部巷道开挖后围岩变形明显,破坏现象突出,沿用传统(顶板)的支护工艺和参数已经难以满足深部巷道的支护要求。针对这一问题,采用现场踏勘、数值模拟和现场试验等手段开展研究。首先,分析了深部岩体开挖卸荷、结构面发育程度以及当前支护手段等因素对巷道变形破坏的影响,认为高应力下开挖卸荷所产生的应力松弛是导致深部巷道变形和破坏的根本原因。其次,提出了改进(顶板+两帮)的支护方案,并通过数值模拟的手段对不同支护参数进行对比分析,数值模拟结果显示,当锚杆间距为1.2 m,排距为0.8 m时,围岩右帮位移减少48.29%,塑性区体积减少58.23%,取得了最优支护效果。最后,将该支护方案和参数应用于三山岛金矿西山分矿-900 m分段联络巷支护中,结果表明:新的支护方案实施后,围岩没有出现明显的变形和破坏,保证了巷道的稳定性。研究结果可为该类蚀变岩型金矿床深部巷道支护设计提供参考和借鉴。     

松散软岩巷道注浆锚杆间距优化数值模拟

由于断层内岩体具有松散软弱的特点,以某矿断层内巷道为工程背景,在原支护方案的基础上,采用数值模拟与现场试验相结合的方法对巷道注浆锚杆间距进行优化。利用数值模拟软件FLAC2D通过建立数值计算模型,对比分析了不同支护方案条件下巷道围岩变形及破坏特征,给出了在顶板布置3根注浆锚杆,间距为1 300 mm,两帮各布置1根注浆锚杆的支护方案,通过现场工业性试验证明了该支护方案可以有效的控制顶板及两帮的变形和塑性区的发育,并为该矿节约了支护成本。     

大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

针对回采工作面二次复用巷道围岩变形量大、支护困难的问题,在枣泉煤矿大采高综采11203工作面进行了20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究。研究结果表明,二次复用巷道矿压显现主要分为工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段,巷道在回采工作面后方的变形量可达回采工作面超前影响阶段变形量的4~6倍,巷道顶板浅部离层略大于深部离层;锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感,受力变化远超前于围岩变形,锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势,受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内;巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响后围岩浅部破坏范围有所增加,煤层破碎程度加剧,深部煤岩体出现不同程度破坏现象。     

煤矿深部巷道预应力协同支护技术研究

为解决深部复杂区域高应力破碎围岩巷道支护难度大的问题,采用相似模拟、数值模拟和理论分析的方法对预应力协同支护技术进行研究,通过松动圈测试确定巷道顶、底板及两帮的松动破坏范围分别为1.92、1.10～1.40、2.50m.据此提出了深部复杂区域高应力破碎围岩巷道采用锚网索的支护措施,选用预应力协同支护技术,确定选取锚索和锚杆预应力分别为100、40 kN,综合考虑取锚杆间排距为800～900 mm,并进行了巷道变形量观测.结果表明:采用预应力协同支护技术巷道两帮变形量由普通支护的280.0 mm减少为95.5 mm,顶板变形量由47.0 mm减少到43.2 mm,且巷道逐渐趋于稳定.     

深部煤矿应力分布特征及巷道围岩控制技术

针对巷道围岩遭受应力破坏,造成巷道变形,原有锚杆部分失效的问题,某矿采用"喷锚注"控制围岩技术,对巷道进行监测,观测围岩顶板下沉位移和两帮移近位移量。结果表明,该技术使破碎围岩胶结形成整体,注浆锚杆将隔离拱、压缩拱、加固拱组合起来,有效的提升了围岩的稳定性和承载性。     

复合顶板煤巷围岩稳定性分析与支护技术

针对西南某煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统架棚支护难以控制围岩变形量大这一问题,采用数值模拟的方法,系统分析研究了复合顶板巷道围岩稳定机理,得出复合顶板煤巷两帮及顶板浅部以及围岩深部破坏形式为拉剪混合破坏,巷道顶板浅部破坏形式主要为拉破坏,而锚杆的作用可明显减少巷道围岩深部以及两帮浅部的拉剪破坏,增强了巷道稳定性。结合工作面的实际地质概况,确定了巷道的支护参数,并进行了工业性试验,证明了所提出的支护参数有效约束了围岩变形,验证了研究成果的合理性和可靠性。     

深井煤巷煤帮支护技术研究

阐述了煤巷煤帮锚杆支护机理。对邢东煤矿埋深达1 000m的深部煤巷煤帮变形破坏特征进行了数值模拟分析。结果表明,巷道开挖后,围岩破坏是由帮、底逐步向顶板发展的。可见,加强两帮支护对顶板稳定有着重要的作用。矿压观测表明,邢东煤矿深部煤巷采用锚梁网 锚索支护是较为合理的。     

复杂松软岩层大断面马头门巷道破坏机理及组合支护技术研究

针对辛置矿马头门巷道断面较大，围岩应力分布复杂，易发生变形破坏的特点，根据现场实际情况，通过理论研究和数值模拟等方法分析了马头门发生破坏失稳的主要原因和锚杆索临时支护作用机理，提出采用主、被动组合支护方式对巷道全断面围岩进行加固和支护，使巷道顶板、两帮和底板加固的围岩形成整体加固拱，提高马头门围岩的承载能力。     

Research on space-time coupling action laws of anchor-cable strengthening supporting for rock roadway in deep coal mine

In order to obtain space-time coupling relationship of anchor-cable to improve supporting effect for deep coal mine rock roadway, FLAC^3D was used to investigate into mechanical characteristics of the roadway whose crosssection shape was vertical wall and semi-circular arch when the roadway was supported by bolts and metal mesh. The results show that the extent of stress concentrations, the range failure zone, and the deformation at the roof center and two spandrels of roadway are greater than those at other positions, except at the floor. The reasonable positions of anchor-cable supporting are the roof center and two spandrels of roadway. The anchor-cable should be installed at good time with bolts supporting after roadway driving because it can improve the stress states of deep surrounding rock around the roadway and control the roadway deformation effectively. The engineering practice has proven that the sustained deformation of deep surrounding rocks is effectively controlled when the anchor-cable supporting is adopted at reasonable positions of the roadway at good time.     

厚松散层破碎围岩大巷分阶段支护技术

为了控制新桥煤矿厚松散层破碎围岩大巷持续剧烈变形,采用地质雷达测试围岩松动圈范围,为支护设计提供可靠的理论依据,测试结果表明,围岩松动范围1.5~2.5 m。针对大松动圈破碎围岩特性,采用分阶段支护技术,适时动态控制围岩变形,矿压观测结果表明,采用锚网喷支护形式有效控制了巷道顶板和两帮的初期稳定,采用底板反拱注浆支护形式有效控制了底鼓变形,后期采用帮部滞后注浆有效控制两帮围岩变形。支护方案科学、合理,达到了预期的支护目标。     

基于FLAC3D的煤矿巷道锚杆支护技术研究

对煤层及顶底板围岩基本情况进行简要介绍的基础上,利用现场试验方法测量得到了锚杆的拉拔力。基于FLAC^3D软件程序分析了锚杆排距对巷道围岩稳定性的影响规律,发现当锚杆排距和间距为1.10 m和0.95 m、锚杆长度为2.40 m时,巷道围岩具有良好的稳定性并且施工成本最低。根据模拟分析最优结果,对锚杆支护技术方案参数进行了详细设计,两帮部位分别设置3根锚杆,顶板部位设置6根锚杆和2根锚索,同时利用金属网进行防护。将设计的锚杆支护技术方案应用到实践中,对各项围岩稳定性指标进行连续监测发现,支护效果良好,能够确保煤矿生产的安全性。     

余吾煤业轨道大巷破碎围岩控制技术

分析了破碎围岩弱面、水蚀、构造应力、大断面等因素对余吾煤业+400 m水平轨道大巷围岩变形破坏的影响,论述了轨道大巷两帮破坏诱发顶板变形的围岩破坏特征,进一步阐述了采用注浆加固减小帮顶围岩塑性区,锚杆支护提高了围岩的自承能力的锚注联合控制技术。矿压观测结果表明,注浆加固围岩弱面后,锚杆锚索初期快速承载,围岩最大表面位移约23 mm,控制效果显著。     

巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取

针对煤矿开挖导致的巷道动力失稳问题，为了提升煤矿巷道安全性，对巷道动力失稳下围岩松动特征分析及支护参数选取问题进行研究。给出乌东煤矿工程概况，在巷道设3个监测点，当动力失稳现象出现时，分析巷道围岩物理学性能，对煤矿巷道动力失稳下巷道表面位移进行监测，并进行实验分析，通过实验结果实现围岩支护参数选取。实验结果表明，动力失稳现象会导致围岩岩样的抗压强度变低；在距离工作面距离为90 m时，顶底移近与两帮收敛的变形速率最大；当监测点的监测日期逐渐上升，顶板的锚杆受力与锚索受力不断加大，其中锚索受力相对较高，而锚杆下帮受力要低于锚索上帮受力。按照实验结果设计支护参数，以防止围岩松动变形对巷道带来影响。     

深部高应力软岩巷道变形特征及支护技术研究

以贵州土城煤矿141713运输巷为工程背景，针对该矿运输巷深部高应力软岩难支护问题，通过现场调研该巷道破坏特征、实验室用多功能粉末X射线衍射仪分析围岩成分，分析总结该巷道破坏机理，得出围岩强度低、黏土矿物占比大、支护方式不合理、采动影响、高应力和围岩渗水是该巷道变形破坏的主要原因。针对巷道破坏特征和机理提出“锚杆/索+钢筋网+注浆+U型钢棚”联合支护方案，并通过理论分析、数值模拟分析和现场实测验证。通过数值模拟支护后，巷道顶板最大下沉量和巷道最大底鼓量分别从160mm和60mm减小至45mm和40mm|巷道两帮最大移进量从60mm减小至14mm|最大主应力由24MPa增加到28MPa。现场监测结果表明，支护后巷道断面最大收敛率为9.87%，巷道围岩变形量在可控范围内，支护效果明显。     

整合矿井沿空巷道围岩破坏机制及支护优化

针对整合矿井巷道掘进揭露采空区时煤柱宽度变小所导致的巷道持续变形、原有支护失效的围岩控制难题,分析了不同宽度煤柱条件下沿空巷道的顶板结构及应力场分布状态,得出支承压力峰值位置随煤柱宽度的变化规律,巷道原有支护失效的主要原因为围岩的应力环境差及支护强度低。通过数值软件模拟了不同巷道断面的围岩应力分布状态,提出采用U型钢可伸缩拱形支架进行原有矩形巷道断面的优化,并结合水泥背板及充填缓冲材料构建巷道空间。近两年的监测结果表明,错车硐室2表面位移值为0,巷道喷浆完好,未发生开裂剥落等破坏现象,表明采用U型钢可伸缩拱形支架进行揭露采空区段巷道的支护优化是合理可行的,为类似地质条件下的巷道支护提供了技术借鉴。     

三软煤层底板岩巷变形分析与加固技术

基于料石砌碹拱形支护的三软煤层底板岩巷易发生变形,为有效控制软岩巷道变形量,减少巷道维护次数,通过对米村煤矿-150 m水平水仓硐室围岩物理化学性质分析、地质构造和原支护形式及巷道破坏特征分析,分析了巷道失稳的主要原因,基于巷道围岩松动圈支护理论和软岩工程支护原则,提出了适合于软岩巷道的锚网索＋喷浆壁后注浆＋可缩性U型钢支架的联合加固技术,经连续3个月的巷道变形监测,巷道帮部最大水平位移37 mm,顶底板最大移近量52 mm,此联合加固技术能有效控制软岩巷道变形。