斜沟煤矿运输平巷锚杆支护效果数值模拟研究

为了研究巷道在不同支护形式下的受力状态和变形情况,分别对巷道在不同支护条件下的围岩应力和位移进行模拟研究。研究得出了不同支护时巷道围岩的应力和位移分布规律。巷道应用锚杆进行支护可以改变巷道围岩的应力分布状态,对顶板进行支护可以减小巷道顶板下沉量及底鼓量;对巷道两帮进行锚杆支护以后,巷道顶底板移近量稍有增加,两帮移近量大幅度减小。     

北峙峪煤业大断面巷道分步开挖及围岩控制技术研究

针对北峙峪煤业15号煤层一采区胶带巷在原有掘进工艺及支护方式下围岩变形量大的问题,通过数值模拟分析巷道采用不同掘进工艺时围岩位移及塑性区的分布状态,确定巷道采用分步开挖进行掘进作业,将模拟结果与工作面具体地质条件相结合对支护方案进行了优化设计。监测结果表明:优化后的掘进工艺及支护方案实施后,顶板下沉量为17 mm,两帮移近量为37 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

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.     

浅埋煤层大断面巷道支护技术优化

鑫基煤业2号煤层回风大巷采用锚杆、锚索、钢筋网、钢筋托梁联合支护,巷道掘巷期间围岩出现明显的失稳破坏现象,通过分析,发现原有支护方案支护强度不足,将顶板和两帮锚杆改为规格为D22 mm×2400 mm的螺纹钢锚杆,适当增加锚杆锚索的支护密度,现场应用后进行围岩位移监测,采用优化支护方案后的回风大巷两帮最大移近量为43 mm,顶底板下沉量最大为67 mm,回风大巷围岩变形得到了有效控制。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

倾斜厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制技术研究

为了解决倾斜厚煤层沿空掘巷期间动压显现剧烈,巷道支护破坏严重,维修困难等问题,通过优化巷道支护参数,布置矿压监测站,对留设不同宽度煤柱的巷道围岩表面位移、深部多点位移、顶板离层、煤帮应力、锚杆和锚索受力进行了跟踪监测。得出：巷道达到稳定状态后,煤柱宽度为6.0 m时,顶板下沉量为162 mm,两帮移近量为254 mm;煤柱宽度为8.0 m时,顶板下沉量为92 mm,两帮移近量为360 mm;煤柱宽度为9.0 m时,顶板下沉量为114 mm,两帮移近量为595 mm。结果表明：煤柱宽度为6.0 m时,围岩控制效果好,倾斜厚煤层沿空巷道立体协控技术有效地控制了巷道围岩变形。     

高应力复合顶大断面煤巷支护参数优化研究

为解决高应力复合顶板工作面巷道支护维护难的问题,通过现场调查,对已有巷道围岩破坏原因进行分析,得出原有巷道支护方式和参数不具有针对性。结合巷道断面和顶板岩性相变大的特征及巷道破坏特点,通过调整巷道两帮支护的锚杆间距,增加了支护密度,根据复合顶板岩性不同,将顶板支护分为4种方案,分别布置具有针对性的锚索补强支护,同时增大了锚索直径,强化了锚索支护作用。采用FLAC数值模拟软件对巷道在优化支护方案下的应力分布和变形特征进行模拟分析,巷道变形量减少,整体稳定,验证了支护优化方案的合理性。经工程实践和支护效果观测表明,巷道顶板下沉量最大为137 mm,两帮移近量最大为365 mm,顶板深部最大观测离层值为14 mm,保证了巷道稳定性,达到了预期目标。     

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.     

泰山隆安矿某掘进工作面支护设计分析

通过分析泰山隆安矿某掘进工作面地质条件及围岩地质力学条件,得出测点围岩为σHσVσh型应力场,巷道轴向与最佳布置方位相差8.12°,最大水平主应力对巷道稳定性没有明显不良影响。根据围岩窥视及煤岩强度测试结果得出,11#下组煤顶板岩层结构较多,锚杆应尽量锚至11#上组煤,锚索应锚至11#上组煤顶板。通过计算验证锚杆长度为2.4 m,锚索长度为5.3 m.在以上测试数据条件下,采用FLAC3D建立数值模拟进行支护合理性验证,结果表明:巷道顶板最大下沉量5 mm,巷道最大底鼓量3 mm,巷道顶板下沉量大于底鼓量,最大变形位置在巷道的顶板中部;两帮移近量基本相同,均为4 mm,移近量最大处均在两帮中上部。支护后巷道整体位移量很小,能满足巷道的使用要求,为掘进工作提供了指导。     

厚煤层一次使用顺槽低密高强锚杆支护技术研究

为了降低巷道支护成本,提高巷道掘进速度,针对2301工作面23011一次使用顺槽围岩地质条件,采用数值模拟,对不同间排距下锚杆支护应力分布情况进行分析,确定了该巷道优化支护方案。试验表明:回采期间该巷道变形以两帮变形为主,两帮最大位移量为176 mm,顶板最大下沉量为31 mm,有效提高了巷道的工程质量。     

青洼煤业2103工作面留小煤柱沿空掘巷技术研究与应用

为提高青洼煤业2^#煤层的采出率,设计在21031巷进行留小煤柱沿空留巷应用试验,通过数值模拟研究不同支护方案条件下巷道围岩内应力分布和位移情况,确定最为合理的支护方案。现场应用期间围岩位移监测结果:顶底板最大移近量为142mm,煤柱帮内移量最大为75mm,实体煤帮内移量最大为62mm,巷道围岩变形量较小。     

综掘快速施工技术在底板抽放巷工程中的应用

为适应突出矿井瓦斯治理新要求、新标准,针对瓦斯治理岩巷工程量大、采掘接替关系紧张等问题,禹州枣园煤业有限公司勇于淘汰传统炮掘工艺,提出综掘快速施工,以“地质资料”匹配“机械性能”作为投入岩巷综掘机的前提,对底板抽放巷层位及综掘快速施工技术进行研究,经过实测二₁煤层底板8～15 m内岩石赋存情况及坚固性系数匹配最佳性能综掘机,确定底板抽放巷层位;高效优化各生产系统,探索正规循环作业模式,实现了岩巷单进水平190 m/月的突破,赢得充足的瓦斯治理时间。为类似煤与瓦斯突出矿井底板抽放巷工程层位确定及快速施工技术提供了借鉴。     

协同锚固技术在“倒梯形”断面煤巷支护中的应用

针对新桥煤矿2502综采工作面巷道“倒梯形”断面不对称造成的巷顶围岩变形破碎异常,为采取合理支护方案,根据工作面赋存特征及围岩力学性质,通过理论及FLAC数值模拟分析巷道围岩应力分布特征,提出巷道支护方案:顶板采用“锚网带+锚索梁”、两帮采用“锚网带”的协同锚固支护方式。经成巷后断面收敛及顶板离层观测,巷顶下沉量稳定在79 mm左右,离层量稳定在19 mm,表明巷道围岩得到有效控制。     

软岩硐室U型钢支护结构稳定性分析及加固措施研究

根据张集矿第二副井主排水泵房的围岩物理性质,对其存在的软岩硐室进行U型钢支护设计。利用ANSYS有限元分析软件建立U型钢模型,对其进行稳定性分析,绘制其应力图、位移图和弯矩图。结果显示,其应力主要集中在拱脚和两帮处,最大位移发生在拱顶处,为372.783mm;最大弯矩位于巷道两帮,为162kN·m,弯矩分布沿两帮竖直方向向下呈线性增大。根据分析结果提出加固措施,即在U型钢凹槽上每隔500mm焊接补强板,同时在其凹槽内填充混凝土提高支护刚度,通过60d围岩收敛量监测,证明加固措施取得了良好的效果。     

某矿高应力强流变软岩巷道失稳破坏机理及控制技术

高应力、低强度是引起软岩巷道产生塑性大变形的主要原因之一。通过分析某矿皮带下山变形破坏特征及围岩力学状态,总结了其变形失稳原因;基于耦合支护理论,在原支护方案的基础上,提出了全断面高强锚杆+长锚索+控底混凝土层耦合支护(方案1)和长短多级锚索+高强锚杆+柔性让压充填层+U型钢联合支护(方案2)2种优化方案,采用FLAC^3D模拟了2种优化方案的支护效果,确定方案2作为最佳支护方案;工业性试验表明,采用该方案后,巷道顶板最大下沉量、底鼓量及两帮最大移近量分别为37.8 mm、97.8 mm和105.3 mm,基本控制了围岩有害变形。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

Mechanism of rock deformation and failure and monitoring analysis in water-rich soft rock roadway of western China

Aiming to get the strata behavior and stability rules of surrounding rock of the main return airway of Yushujing Coal Mine, convergence deformation of two sides and force of U-shaped steel yieldable support and bolt were monitored, and deformation of surrounding rock and mechanical characteristics of support structure were timely obtained to guide the information construction and optimize supporting parameters in water-rich soft rock roadway. The field monitoring results indicate the following. (1) Convergence displacement of rock surface increases with time continuity and shows surrounding rock??s intense rheological behavior. The original support scheme cannot control the large deformation and strongly rheological behavior; (2) Without backfilling, the U-shaped steel support begins to bear load after erecting for 4?C7 days and increases rapidly in the first 30 days. The U-shaped steel support at the right shoulder and top of roadway bears a larger force and the left side and shoulder bears a smaller force; (3) The stress of bolt increasing over time and at the right shoulder of roadway has larger growth and value. The mechanism of rock deformation and the failure and strata behavior in water-rich soft rock roadway are revealed based on the results of the measured relaxation zone of surrounding rock, measured stresses, and the rock mechanics tests.