基于3DEC的深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护

以某矿三采区运输下山为工程背景,基于原锚网索支护巷道变形破坏特点和原因,提出了深埋软岩煤巷U型钢支架-锚网索耦合支护技术,并利用3DEC数值模拟分析其围岩应力、位移、塑性区等特征。结果表明:相比于原支护,巷道两帮及顶板浅部围岩应力明显增加,变形量、塑性区深度降低显著,顶底板移近量108.56 mm、两帮变形量61.39 mm、最大塑性区深度3 m,支护效果显著;现场巷道顶底板和两帮变形量为115.95 mm和67.00 mm,顶板离层基本为0,验证了支护技术的可靠性。     

弱黏结复合顶板回采巷道围岩变形与加固技术

针对色连二矿12205工作面回采时辅助运输巷围岩变形破坏严重的问题,从巷道围岩岩性、应力变化、水的弱化作用及原支护结构失稳4个方面分析了巷道围岩失稳的原因,提出了回采巷道加固支护方案,应用FLAC~(3D)数值模拟软件对原支护方案与加固方案进行对比分析。结果表明:工作面回采前加补顶板锚索与增打两帮走向锚索,巷道围岩中垂直应力峰值位置向巷道边缘移动了0.9 m,巷道顶底板与两帮移近量分别降低了274 mm与240 mm,巷道围岩的塑性破坏区范围最小。现场实践表明:工作面回采影响期间,辅助运输巷采用加固支护方案后,顶底板及两帮累计移近量比未加固段平均降低了约50%,该巷道加固支护方案取得预期的效果。     

软岩巷道围岩控制数值模拟

赵固二矿软岩巷道变形严重,采用数值模拟软件FLAC3D,对工钢棚+喷浆+注浆支护下的巷道围岩应力、位移特征和塑性区范围进行了计算分析。结果表明,随着侧压系数地增大,围岩位移、应力和塑性区范围都有增大的趋势,且塑性区由巷道两帮向顶底板转移。现场试验结果表明,采用工钢棚+喷浆+注浆支护,巷道两帮移近量和顶板下沉量分别为145和112 mm,围岩控制效果较好,为类似条件下的巷道支护提供了参考依据。     

三元煤业4306运输顺槽过断层破碎区优化支护技术研究

针对掘进巷道过断层破碎区时巷道围岩变形、支护困难的问题,以三元煤业4306运输顺槽为研究对象,通过对原支护存在问题的分析,提出了长短锚索配合过断层巷道顶板全锚索支护方案。现场应用结果表明：巷道顶底板移近量最大值为88.36 mm,两帮移近量最大值为101.46 mm,巷道过断层期间围岩变形控制效果显著。     

软岩巷道围岩变形及控制

赵固二矿Ⅰ盘区东回风大巷原采用锚网索梁+12#工字钢棚联合支护,变形严重。为此,选取合适的注浆材料壁后注浆并架设36U型钢棚支护,采用FLAC3D数值模拟软件分析了巷道围岩的应力分布和塑性区范围,结果显示水平应力和垂直应力峰值分别为33.0 MPa和32.6 MPa,顶底板最大变形量为162 mm,两帮最大移近量为186 mm,巷道围岩未出现明显的塑性变形,表明该方案能维护巷道稳定。     

巷道过断层段围岩稳定性分析及支护技术研究

为解决2-208运输顺槽过断层段围岩变形量大的问题,通过分析2-208运输顺槽过断层巷道围岩变形的具体情况及断层对围岩稳定性的影响,提出采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式控制巷道过断层区域的围岩变形量,并进行矿压观测。结果表明:巷道过断层段在采用U型棚+喷浆+注浆的支护方式后,顶底板的最大移近量为196mm,两帮的最大移近量为157mm,有效的控制了巷道围岩变形量。     

厚煤层大断面胶带运输大巷强顶弱帮围岩控制技术

针对五里堠煤业下组煤(15号煤层)集中胶带运输下山在原有支护方式下巷道两帮围岩变形量大的问题,确定采用浅孔注浆+深孔注浆+锚索的补强支护方案,现场应用表明:补强支护方案实施后,顶底板的最大移近量为90 mm,两帮最大移近量为170 mm,有效解决了巷道两帮变形量大的问题,保障了巷道围岩的稳定。     

软岩巷道围岩变形及控制

赵固二矿Ⅰ盘区东回风大巷原采用锚网索梁+12#工字钢棚联合支护,变形严重。为此,选取合适的注浆材料壁后注浆并架设36U型钢棚支护,采用FLAC3D数值模拟软件分析了巷道围岩的应力分布和塑性区范围,结果显示水平应力和垂直应力峰值分别为33.0 MPa和32.6 MPa,顶底板最大变形量为162 mm,两帮最大移近量为186 mm,巷道围岩未出现明显的塑性变形,表明该方案能维护巷道稳定。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明:锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。     

极近距离煤层开采下位巷道破坏特征及控制研究

极近距离煤层群开采下位巷道受上煤层采动影响变形严重维护困难。 以六家煤矿E_IN₄段 6-7 运输顺槽为工程背景,研究采空区下拱形巷道的变形破坏特征。 钻孔窥视表明,E_IN₄段6-7 运输顺槽两帮的煤体整体性较好,顶板受到上部 E_IN₅段 6-5 工作面回采的影响产生明显的破碎区。 采用滑移线理论建立底板损伤范围力学模型, 计算得到 6-5 煤层开采后底板损伤深度为14.18 m。 数值模拟分析表明,E_IN₄段 6-7 运输顺槽浅部围岩形成应力释放区, 顶板变形量大于两帮,巷道周围的破坏区域在顶部高度约 3 m,肩角处深度 2～2.5 m,两帮和底板的深度为 1 m。 提出“钢带锚网+注浆锚杆+注浆锚索”联合支护技术,现场应用后最大顶底板移近量为 560 mm,最大两帮移近量为 430 mm,有效控制巷道满足生产要求。     

采动影响下沿空巷道围岩稳定性分析与控制技术研究

为解决采动影响下16305工作面回风巷变形量大的问题,通过数值模拟的方法分析巷道围岩的稳定性,并根据模拟结果与现场矿压显现情况提出巷道的支护方案。结果表明:动压影响下沿空巷道左侧的塑性区发育范围大于巷道右侧,底板岩层存在着一定的拉应力破坏区域。支护方案实施后,顶底板移近量为200mm,两帮移近量为150mm,巷道围岩变形得到有效控制。     

镇城底矿软弱顶板煤巷支护技术研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到131.36mm,较原支护方案下降83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护技术研究

为解决孤岛煤柱下破碎软岩巷道支护困难的问题,针对许疃煤矿82联络巷地质条件和巷道变形破坏特征,分析巷道失稳破坏的原因,提出了棚-索协同支护+全断面注浆加固+底板高强锚网索支护的全断面联合支护技术。结果表明:该支护技术能减小巷道围岩塑性区和低应力区,并能改善U型钢支架受力状况。82联络巷围岩变形在25 d后趋于稳定,两帮移近量最大为58 mm,顶底板移近量最大为35 mm,有效控制了巷道围岩变形,保证了巷道长期正常使用。     

台头前湾煤矿富水顶板巷道围岩控制技术研究

针对巷道顶板富水造成的围岩强度低难以支护的问题,以台头前湾煤矿2S202运输顺槽为工程背景,采用现场实测、室内实验及数值模拟相结合的方法,对富水顶板下的巷道围岩控制技术展开研究,发现顶板为弱胶结岩体,遇水易膨胀变形。基于此提出了“锚索保水注浆+布置巷道疏水孔+锚喷支护”的围岩控制方案。采用该技术方案后,巷道顶底板最大移近量约为50 mm,两帮最大移近量约为40 mm,围岩变形量较小,效果良好。     

软岩巷道顶板锚杆锚索联合支护参数优化研究

为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题,以木瓜矿10-206工作面为工程背景,对原支护方案下巷道围岩变形进行分析,发现原支护下顶底板相对位移量868.5mm,两帮移近量达到725.2mm,根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。对优化支护方案进行分析,发现优化后顶底板移近量达到了131.36mm,较原支护方案下降了83.49%,两帮移近量为85.25mm,两帮移近量下降了86.79%。对优化方案进行应用分析,得出随着监测天数的增大,此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势,巷道底鼓量最大值为226.3mm,巷道的两帮移近量为364.1mm,顶底板移近量为443.3mm,较原支护方案变形量得到一定控制,为巷道稳定性做出贡献。     

软岩巷道围岩控制技术

为解决朱仙庄矿采用锚网喷+全封闭29U可缩支架支护巷道围岩变形量大、支护结构破坏严重的难题,提出了锚网喷+全封闭29U高强支架为核心的支护方案,并采用FLAC3D数值模拟软件对不同支护方式下的巷道围岩应力分布、位移和塑性区特征进行了对比分析。数值模拟结果显示锚网喷+全封闭29U高强支架支护巷道围岩应力集中区更靠近巷道中心,位移和塑性区范围均较小。工程实践表明,锚网初喷+全封闭29U高强支架支护巷道两帮收敛量和顶底板移近量的最大值分别为155 mm和270 mm,在矿压观测后期,巷道日变形量小于0.2 mm/d。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好.     

大断面不稳定岩层巷道支护技术研究

紫晟煤业2-1012巷采用数值模拟方法分别对三种支护方案下巷道围岩塑性区及变形量进行分析,得到最优支护设计参数.模拟结果表明,巷道围岩稳定性受锚杆锚固力影响较大,增大锚固力可以控制塑性区的发育,达到控制巷道围岩稳定性的目的.工作面回采期间,对巷道顶板及两帮位移量监测结果表明,巷道顶板最大移近量为92.4 mm,两帮最大移近量为70.2 mm,巷道围岩变形量基本位于合理范围内,现有支护能够保证巷道围岩稳定性.     

大断面巷道围岩控制技术研究

1301工作面两回采巷道为大断面巷道,变形速度快,支护效果不够理想,顶底板和两帮变形速度和位移量都非常大。数值模拟分析了回采巷道围岩变形规律,分析结果表明:随着应力增高系数的增加,煤巷顶板下沉量和两帮移近量加剧,尤其是底板拉应力塑性区较大。巷道宽度一定时,随着巷道高度的增加,顶底板的塑性区保持不变,两帮塑性区增加,采取锚网索优化设计后,巷道围岩变形得到有效控制。     

伊田煤业2105工作面松软煤层巷道围岩控制技术研究与应用

为保障伊田煤业2105运输顺槽机头硐室围岩的稳定,通过分析机头硐室处围岩赋存的具体情况,采用数值模拟的方式对节理发育回采巷道的变形规律进行记性分析,得出在主节理为15°时巷道围岩变形及塑性区发育最大,主节理发育倾角为65°时,巷道顶板塑性区的发育深度约为1.53 m,左帮下部和右帮下部的塑性区发育深度最大,分别为1.92和1.21 m,结合具体地质条件对巷道的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测验证支护效果。结果表明,支护方案实施后,运输顺槽机头硐室顶底板和两帮变形量的最大值分别为12和9.5 mm,保障了回采巷道围岩的稳定。