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。     

掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

锚杆支护参数对巷道围岩稳定性影响研究

针对山西陵川崇安关岭山煤业工程条件,利用数值模拟方法,研究该矿开拓巷道和回采巷道帮部锚杆支护参数对巷道围岩稳定性的影响特征。研究结果表明:关岭山煤业开拓巷道和回采巷道顶属于I类巷道顶板,稳定性好,但为维护顶板完整性,利用少量锚杆支护即可;对于关岭山煤业15号煤层,帮部在锚杆直径较粗、锚杆较长、锚杆间排距较小时对巷道围岩稳定性有利,即帮部锚杆支护密度和长度较大时围岩稳定性越高;关岭山煤业开拓巷道和回采巷道帮部锚杆支护都宜采用直径18mm,长度2.4m,间排距为0.8m×0.8m的支护方式。     

地下矿山软岩巷道地压监测及其显现规律研究

针对某铁矿井下巷道陆续出现巷道底臌变形、侧帮向内挤压、顶部支护体下沉、锚杆脱落等地压显现 现象,进行了软岩巷道地压监测及其显现规律研究。设计了一套完整的巷道地压综合监测体系,以巷道围岩压力 监测和变形监测为主,实现在地表集控中心对井下巷道围岩的受力和变形进行长期观测和预警。巷道围岩压力监 测选用锚杆应力计,变形监测选用多点位移计,通过长期对监测数据进行分析,获得不同岩性的巷道围岩的应力和 变形机制。根据围岩变形和应力情况,结合矿山已有矿岩强度特征及巷道围岩松动圈厚度范围,建立巷道支护三 维数值模型,进行锚网喷支护参数优化,优化后支护效果较为稳定。研究表明,地压监测数据可为软岩巷道合理的 支护设计提供理论依据和指导,为支护结构的长期稳定提供保障。     

煤矿大断面托顶煤巷道变形机理及控制技术研究

为了解决煤矿大断面托顶煤回采巷道支护问题,以王庄煤矿7105工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟分析了大断面托顶煤巷道裸巷平衡时围岩塑性区形态、位移及应力演化规律;基于普氏自然平衡拱理论,建立了两帮稳定时大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型,通过数学计算得到了分层冒落拱高度,运用两帮塑性区力学模型计算托顶煤巷道帮部塑性区宽度,结合数值模拟方法,设计了锚杆锚索联合支护参数和支护方案,并应用于工程实践。研究结果表明:巷道周边出现"蛙形"塑性区,顶板拉伸破坏区呈规则穹隆形,与巷道顶板普氏拱效应相吻合,托顶煤离层严重,冒落拱高度超过托顶煤厚度;两帮在该工况下塑性区发展有限,帮部较为稳定;在厚顶煤存在情况下,大断面托顶煤巷道变形特点是顶板最大,帮部次之,底板最小。现场监测结果证明,借助大断面托顶煤巷道顶板冒落拱力学模型、两帮塑性区力学模型理论计算,结合数值模拟比选的巷道锚杆支护参数和支护方案,能有效控制围岩变形,保持巷道稳定。     

某大采高工作面围岩支护方案数值模拟分析

为了确定大采高工作面巷道围岩支护参数并验证其合理性，以山西某矿2204大采高工作面为背景，通过围岩松动圈法、经验公式法、极限平衡区与组合拱相结合3种方法确定锚杆支护参数，并借助FLAC3D对支护效果进行模拟验证。结果显示，巷道掘进期间，顶底板最大变形量分别为11.274和3.073 3 mm，均在可控范围以内；围岩变形主要分为快速上升、突降、缓慢变形和稳定状态4个阶段。采用3种计算方法确定大采高工作面的支护参数，可以得到科学的支护效果。     

深部软岩巷道锚网支护参数的确定

为了解决超化矿31采区支护参数选取不当,大量软岩巷道极易陷入"前掘后修"和"屡修屡坏"的恶性循环的问题。结合已有的研究成果,分析深部大断面软岩巷道的变形破坏特征,通过FLAC数值模拟,在此基础上确定深部软岩巷道的合理支护参数,在巷道围岩的锚固性能锚杆预紧力取5 t时,锚杆支护间排距取0.8 m×0.8 m,一次锚网支护采用长度为3 m、直径20 mm的锚杆,然后在一次锚网支护形成的支护承载结构基础上,在巷道帮部和拱部采取结构补偿措施,二次支护选取长度6.5 m、直径18.9 mm的锚索,经过现场实测采用以上参数取得了良好的支护效果。     

巷道支护参数设计研究

为了确保对巷道进行有效支护,采用理论分析,得出锚索、锚杆的支护参数选择的范围,然后采用FLAC3D数值模拟软件,研究了不同锚杆直径,锚杆长度、锚杆间排距下的巷道围岩变形量进行了模拟分析,综合考虑最佳经济效益,顶板锚杆长度选择为2.4 m,帮部锚杆长度选择为2.0 m,得到帮部锚杆的支护间距为1 000 mm×1 200 mm。研究为今后巷道支护参数的确定提供了一种简便实用的技术方法。     

深埋大跨度复合顶板煤巷失稳机理及控制技术

为了研究深埋大跨度复合顶板煤巷变形失稳机理及支护技术,以某矿2614改造下巷为工程背景,采用压力拱理论和数值模拟技术对巷道围岩变形规律进行了分析,设计了"锚杆(索)+金属网+M钢带+单体支柱"的支护方案,并开展了工业试验。结果表明,大跨度复合顶板巷道围岩失稳破坏分为分层剪切、挠曲离层、拉断破裂和垮落成拱4个阶段,巷道垮落拱高为2.5～3.8m,围岩变形量小于100 mm,锚杆和锚索拉力分别小于60 kN和350 kN,单体支柱压力小于13MPa,支护效果较好。     

基于弹性理论的煤帮极限平衡区宽度确定方法探讨

回采巷道开挖后,其围岩应力重新分布,两侧煤体在上方集中应力的作用下产生变形后形成极限平衡区,其理论宽度是合理确定巷道煤帮支护方案及其参数的重要依据,目前,计算煤帮极限平衡区的主要方法有:利用松散介质平衡理论建立煤帮应力平衡微分方程来求解极限平衡区宽度;或考虑工程扰动程度和煤体地质强度,运用非线性摩尔-库伦准则建立极限平衡区宽度方程。本文在总结现有研究成果的基础上,建立了回采巷道煤帮在高支承压力作用下体的力学计算模型,运用弹性力学理论分析了帮部任一点煤体的应力应变分量。基于弹塑性界面煤体在峰值支承压力发生片帮的柱条模型,确定该界面上发生最大水平拉应变的单元煤体位于距离底板0.65倍巷道高度处,进而提出了该单元煤体极限拉应变与煤帮极限平衡区及其破裂区宽度的理论计算公式。分析表明,煤帮极限平衡区宽度不仅取决于煤体的极限拉应变、泊松比及弹性模量,而且与原岩应力大小及巷道开挖后发生重分布的最大支承压力及煤帮弹性区宽度密切相关。具体表现为煤帮极限平衡区宽度随巷道埋深增大而不断增加,但随煤体弹性模量及其极限拉应变的增加却快速减小。在此基础上,利用所提出的理论公式计算了百良矿14501工作面运输巷350～400 m区段的煤帮极限平衡区和破裂区宽度,进而优化了巷道帮部锚杆支护参数,取得了良好的支护效果。结果表明,上述研究成果能够较好地进行深埋煤层巷道煤帮极限平衡区的预测分析。     

强动压影响下巷道锚杆受力特征及支护优化研究

针对斜沟矿18503工作面回采过程中,动压巷道锚杆受力呈现左帮右帮顶板的趋势,阐述了动压巷道围岩非对称性破坏特征。基于研究结果,结合斜沟矿18503工作面围岩赋存特征,对原支护设计进行优化,并进行了工业性试验。试验结果表明:支护优化设计方案较好,充分发挥了锚杆的支护作用,有效实现了支护体与围岩共同承载、共同调节作用,抑制和减小了围岩向巷道空间内部移动,使得动压巷道围岩变形得到有效控制。     

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。     

采掘相向沿空掘巷平衡支护技术研究与应用

针对采掘相向条件下沿空掘巷受上工作面采动影响的问题,提出了沿空掘巷平衡支护技术。运用理论力学和数值模拟方法分析巷道围岩的受力与变形,并将3种设计支护方案进行对比分析。结果表明:超前支撑压力和侧向支撑压力在巷道沿空侧应力集中明显;在顶板支护强度相同的条件下,适当减小帮部锚杆间距能够减小两帮移近量;适当增大沿空帮的支护强度,能够促进巷道整体的平衡。针对该支护系统,在实际推广应用中应进一步加大帮部支护强度。     

煤巷帮部45°弱面支护理论与应用

在分析煤巷帮部破坏机理和加固机理的基础上,通过建立煤巷力学模型、研究帮部极限平衡区宽度及巷道耗能机制,提出帮部45°弱面剪切支护理论:巷道周围岩体在外力作用下,随着外力的增加会沿着某一弱面发生整体滑移破坏,此弱面就存在于围岩向巷道里侧45°角的剪切面上。通过建立力学模型,得出了帮部锚杆长度的计算公式。分析了全煤(岩)、半煤岩条件下帮部锚杆的支护参数,得出不同的巷道高度、围岩属性,帮部锚杆的支护参数是不同的,依照同一个标准进行支护是不科学的认知。同时,以帮部45°弱面支护理论设计支护参数投入到现场实践,取得了良好的效果。     

深井高应力软岩巷道让均压加固技术研究

深井高应力软岩巷道支护难度较大,传统的支护方式难以控制围岩稳定。针对云驾岭矿深井轨道巷变形破坏特征及地质条件,通过理论分析,提出了巷道让均压支护理念,即通过让压环实现全断面锚杆、锚索受力均衡,设计了一次锚网索让均压支护和二次注浆加固的综合支护方案。现场工业性试验表明,拱形巷道拱肩部锚杆、锚索让压环首先让压变形,随后向顶部转移;锚杆让压极值为15t,锚索让压极值为18t。结果表明南翼轨道巷变形破坏得到了有效的控制。     

基于修正普氏拱的巷道锚杆支护技术

为了对受到较大水平应力的巷道进行有效的支护，本文在考虑水平构造应力作用情况下，假设巷道周边的岩体为松散破碎岩体，分析了巷道周边自稳结构的形状，得到开挖巷道周边最终形成的修正普氏拱的方程．在此基础上，推导出巷道顶部和两帮的破碎范围与松动压力计算公式，为巷道的加固范围和支护强度计算提供了理论依据。在神火矿区新庄矿现场地应力测量值基础上，采用以上理论，进行巷道的锚杆支护设计，得到了很好的支护效果．并采用YZT-Ⅱ型岩层钻孔探测仪观测巷道周边的破碎状况，测量结果与采用修正普氏拱理论计算结果接近．     

巷道围岩支护的极限自稳平衡拱理论

根据巷道围岩垮落过程的自稳平衡现象,提出了巷道围岩极限自稳平衡拱概念,按照顶板围岩冒落区的拉破坏原则和无拉应力条件,给出了极限自稳平衡拱的椭圆曲线方程。考虑巷道两帮破坏区对顶板稳定性的影响,提出了巷道围岩的极限自稳平衡拱理论,揭示了巷道围岩的控制对象为自稳平衡拱内的岩体。基于巷道"底板-两帮-顶板"相互影响,巷道支护应当按照极限自稳平衡圈进行设计。结合大量的实践总结,提出了巷道支护要重视两帮和底板的原则,为软岩巷道支护理论与实践提供了新的借鉴。     

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。     

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。     

上湾煤矿运输大巷过断层围岩变形破坏特征研究

针对巷道过断层极易产生大变形、支护结构失稳等问题,以上湾煤矿中六运输大巷过断层为工程背景,采用数值模拟和现场实测方法分析巷道过断层中围岩变形特征。结果表明:巷道过断层中围岩以剪切变形为主,在断层前后10 m范围内围岩变形量较大,围岩破坏先后顺序依次为底板、两帮和顶板,上盘影响段巷道底板和帮部围岩为主要控制区域,下盘影响段顶板和帮部围岩为主要控制区域,并提出巷道关键部位密集锚索支护+反底拱全断面锚杆支护的围岩控制技术,围岩最大位移量均小于120 mm,工业试验结果较为理想。