基于理论计算与FLAC 3D模拟的巷道支护优化设计

为了解决深埋煤层巷道掘进之后的片帮和冒顶事故,针对乌海某矿辅运回风巷道埋深大、应力高、围岩强度低,巷道掘进后变形严重且原支护方案不能满足巷道稳定性,采用理论计算和FLAC 3D数值模拟的方法,对锚杆、锚索联合支护参数进行了优化.支护实测表明：在顶板最大下沉值132 mm、两帮最大偏移值103 mm后,巷道趋于稳定,即优化后的锚杆与锚索联合支护参数,对巷道变形具有良好的控制效果,该支护方案可以为其他类似情况提供一定的参考.     

基于连续梁的薄层复合顶板锚杆受力分析

为研究煤矿薄层复合顶板锚网支护条件下锚杆受力问题,采用理论分析、数值模拟和现场观测方法,利用巷道顶板锚固岩层的三铰拱结构和锚杆连续梁力学分析模型,对锚杆受力和托顶煤回采巷道稳定性进行研究。结果表明：锚杆内的拉应力、剪应力和挠度均发生在顶板最下部的软岩段,深部挠度较小;弯曲变形引起的应力大于轴向直接拉伸引起的应力,弯曲变形量大于轴向拉伸变形量;除整体下沉外,巷道顶板锚固体内部不均匀断裂变形会给锚杆施加较大的弯曲载荷;选取刚度较大锚杆、强力护表构件和强力锚索,能够减小三铰拱结构的断裂角和下沉量。针对鹤煤公司九矿3204孤岛工作面托顶煤回采巷道,采用高强锚杆、加密锚索主动耦合支护,配合双层塑编网护表防漏冒,局部地段采用单体液压支柱加强支护方法,有效控制薄层复合锚固顶板的下沉,减轻锚杆（索）的弯曲变形和破断,围岩得到了有效控制。     

深井巷道顶板锚固体破坏特征及稳定性分析

结合深井回采巷道围岩锚固体变形破坏特征,分析了深井回采巷道顶板锚固体失稳机理,建立了巷道顶板不同破坏形态的稳定性模型,得出了深井回采巷道锚杆、锚索支护条件下顶板锚固体稳定性力学方程,并结合古汉山矿深井回采巷道锚杆、锚索耦合支护方案开展验证性研究,对现场试验巷道顶板锚固体的稳定性进行了力学求解及数据分析,提出的深井回采巷道锚杆、锚索耦合支护方案支护参数合理,顶板离层量小于25mm、顶底板及两帮位移收敛量小于180mm,均保持在可控范围内,锚杆、锚索耦合支护有利于巷道围岩的稳定.     

大倾角极软厚煤巷围岩破坏机理与支护参数优化

以杜家村煤矿1201南运输巷为研究对象,结合FLAC3D数值分析方法与非对称性耦合支护理论,分析了1201南运输巷的围岩破坏机理并提出大倾角极软厚煤层的支护优化方案.研究结果表明,大倾角极软厚煤层巷道围岩破坏主要是由顶板上部岩层剪切与张拉作用所致;优选了支护方案,有效抑制了巷道底板的底臌、两帮的移近及其塑性区的发展.现场应用表明,顶板锚索支护范围内,锚杆(索)非对称性耦合支护的围岩整体性较好,巷道围岩在支护20~30 d后,变形趋于稳定.     

多扰动回采巷道围岩失稳演化及控制分析

为了更好地理解多扰动回采巷道围岩的变化规律,通过对五虎山矿多扰动回采巷道现场观测、钻孔窥视,分析了多扰动巷道围岩变形特征与失稳原因,优化了巷道布置位置,确定了围岩支护方案,并进行了数值模拟与现场试验。结果表明:多扰动巷道顶板浅部围岩破碎度大,呈"网兜"弯曲下沉,两帮整体移动变形,呈反弓形破坏;多煤层开采扰动、顶板岩性软弱、围岩自稳时间短与松动范围大是围岩失稳的原因;上部煤层开采后,由上到下岩层垂直应力由马鞍形向近似拉长"W"形过渡,距上部煤层越远,垂直应力越小,011208运输巷合理位置在010908工作面采空区下方,与010908回风巷外错16 m,煤柱尺寸15 m;采用破碎顶板重点支护(注浆-架棚)与深浅围岩分区承载(锚杆-锚索)耦合控制方案后,巷道围岩变形量小于40 mm,支护效果显著。     

云盖山一矿穿多层倾斜软岩巷道锚注支护技术应用研究

针对云盖山一矿巷道掘进过程中穿多层倾斜软岩难以支护的问题,深入开展围岩结构观察和岩性分析,并用数值模拟方法分析巷道非对称变形的原因,提出巷道非均匀变形控制思路与支护方案,采用锚注支护控制巷道的非对称变形,结果表明:穿层软岩巷道两帮浅、中、深部破碎范围分布不均匀,顶底板呈现非对称变形破坏特征,浆液扩散差异化显著,与层理、节理的不均匀分布密切相关;采取中空锚杆索浅深部和高低压相结合的注浆方式,对破碎岩体节理和岩层层理进行胶结,高强度锚网索将胶结后的节理和层理进一步进行挤压加固,设计"三次喷浆+高强锚网索+中空注浆锚杆索+底板硬化"全断面联合支护方案,在现场得到成功应用,可为类似穿层软岩巷道的控制提供参考。     

济三煤矿沿空巷道矿压显现规律研究

针对济三煤矿综放工作面断层发育、坚硬顶板围岩地质条件,设计了综放面小煤柱沿空巷道锚杆(索)支护参数.巷道在施工过程中,采用顶板离层仪和钻孔窥视仪,较系统地观测研究了沿空掘巷矿压显现规律.研究结果表明:巷道顶板下沉量较小,锚固区内外岩层离层量小巷道掘进影响区范围为50m左右;巷道底臌较严重,巷道两帮移近明显,围岩收敛后巷道由矩形断面变形成为倒梯形断面;沿空巷道煤柱中节理裂隙十分发育,煤体压缩变形成为块状结构的塑性松散体.综放面回采期间巷道断面大小满足使用要求,说明了沿空巷道锚杆支护,能够经受住综放工作面采动影响,锚杆支护试验取得了成功.研究成果在综放面沿空掘巷中进行了推广应用.     

孤岛工作面围岩支承压力分析与沿空掘巷支护参数优化

为研究孤岛工作面围岩支承压力特征与沿空掘巷支护参数优化,建立了三维数值模型,制定了相应的试验方案,研究了孤岛工作面沿空掘巷支护参数变化和围岩控制效果之间的相互关系,支护系统整体的协调性,并确定了最优支护方案.研究结果显示:随着锚杆长度增加,形成的组合梁厚度加大,孤岛工作面沿空掘巷的顶板岩层内的压应力增加,拉应力降低,减小锚杆的间排对于巷道有明显的支护效果,但锚杆长度和间排距均存在最优值;锚索长度对孤岛工作面沿空掘巷顶板内的压应力没有作用,而巷道两帮围岩水平方向的拉应力升高;支护系统最大应力随着锚索间排距的增加,而支护系统的单根锚索应力降低.现场实测验证了围岩控制效果.     

深部沿空切顶成巷围岩稳定性控制对策

基于沿空切顶成巷技术原理,以城郊煤矿深部工作面无煤柱开采为背景,综合运用力学分析﹑模拟计算和现场试验等方法,对深部切顶成巷围岩控制关键对策进行深入研究。结果显示：切顶留巷顶板在侧向形成短臂梁结构,降低了巷旁支护体所受压力,切缝范围内岩层垮落后碎胀充填采空区,使留巷顶板下沉量降低了约50%。采空区侧顶板为切顶巷道围岩变形的关键部位,需进行加强支护;深部切顶巷道实体煤帮塑性区范围大,通过煤帮锚索支护技术可将浅部锚杆承载层锚固在弹性区稳定煤体中;深部切顶成巷来压速度快、强度大,巷内单体支柱易造成冲击破断,采用高阻力液压支架巷内临时支护时可较好地抵抗深部强动压;巷旁刚性挡矸装置因无法适应深部围岩大变形而受压弯曲破坏,深部切顶巷道巷旁挡矸结构需实现一定的竖向让位卸压方可与顶底板协调变形。在研究的基础上提出恒阻锚索关键部位支护+可缩性U型钢柔性让位挡矸+巷内液压支架临时支护+实体煤帮锚索补强的深部切顶成巷联合支护技术,并进行现场工业性试验。现场监测结果表明：留巷围岩在滞后工作面约290 m时基本稳定,且稳定后各项指标满足下一工作面使用要求。     

布尔台矿采动巷道顶板变形破坏特征与支护技术研究

针对神东集团布尔台矿二次釆动回采巷道顶板破裂深度大、变形量严重、冒顶事故频发等问题,采用现场观测、数值模拟试验和理论分析相结合的方法,研究采动巷道顶板变形破坏特征和工程可控性。结果表明:巷道二次采动影响期间顶板变形破坏严重,增加支护强度对顶板变形的控制效果极为有限,顶板下沉量远远超出锚索的承受能力,顶板破裂深度高达4 m左右,在现有技术条件下试图通过高强支护来限制顶板下沉是达不到的,须采用以控制冒顶为主的高延伸率、大锚固范围支护材料。据此,对锚杆接长装置进行了优化设计,并在布尔台矿42105回风巷进行了支护补强试验,试验结果表明优化后接长锚杆支护技术能够有效防止巷道冒顶。     

三软煤层巷道支护方式及围岩控制效果分析

在分析三软煤层极不稳定煤巷矿压特点基础上，研制了适应两帮大变形的可缩性工字钢支架、适应两帮及顶底严重变形特别是底鼓的U29可缩性环形支架，设计了锚架注联合支护的参数与工艺，并在同一采区先后进行了工业性试验．采用数值模拟方法研究了三软条件下锚梁网索支护不同参数选取、不同布置形式对围岩变形的控制效果，优选了支护参数并进行了现场试验，比较试验结果，表明极不稳定煤巷围岩变形主要特点是强烈和持久的两帮移近及底鼓，锚梁网索支护是控制围岩大变形的有效方法，其技术关键是提高锚杆初锚力、布置底角锚杆及顶角锚索．     

煤矿巷道断面形状及锚杆支护围岩变形的数值分析

为了研究巷道不同断面形状和锚杆支护对巷道围岩稳定性的影响,采用ANSYS有限元计算方法进行数值模拟,通过对计算结果分析,得出半圆拱形巷道为最佳断面且煤矿巷道锚杆支护能够有效地控制围岩的变形;煤矿巷道锚杆支护对竖向位移的控制作用较大的区域集中在巷道围岩1.8 m范围以内及巷道的两个底角部;对于横向位移的控制作用较大的区域集中在巷道围岩顶板、两帮中部1.6 m范围以内及巷道的两个底角部.     

深部巷道组合钢架合理支护间距数值模拟研究

为确定深部巷道组合钢架合理支护间距,有效控制深部巷道围岩变形,提高巷道施工机械化水平,以焦作煤业集团赵固(新乡)能源有限责任公司赵固二矿11071工作面回风巷为研究背景,采用三维有限差分软件对深部巷道6种支护方案的围岩变形、应力和塑性区分布进行对比分析.结果表明:深部巷道围岩变形和塑性区分布受围岩局部让压效应影响显著;在巷道拱顶、拱底以及两帮与底板交接部位均易出现应力集中现象;巷道开挖引起的岩体破坏以剪切破坏为主.根据数值模拟试验得出了深部巷道组合钢架合理支护间距,优选出的最佳支护方案可以减缓围岩变形,改善围岩应力状态,减少围岩塑性破坏范围,从而提高深部巷道围岩的稳定性.     

深部煤层大巷围岩破坏特征及强力锚固控制技术

河南焦煤能源有限公司赵固一矿北翼深部煤层回风大巷围岩节理化严重,在采掘支承压力作用下,矿压显现强烈,表现为两帮收缩、底鼓严重,巷道支护系统失效.针对此问题,采用数值模拟方法研究原岩应力场、采动应力场和支护应力场的"三场"应力分布特征,为巷道高强支护提供理论依据,同时应用再造承载层巷道围岩控制原理,提出北翼深部煤层回风大巷采用"锚网索+喷浆+注浆+底板鸟笼锚索+补强锚索"围岩控制方案,并用数值模拟方法对不同支承压力作用下的巷道围岩变形、塑性区演化、支护受力和主应力差等进行研究,结果表明:随着支承压力集中系数增大,巷道断面收缩率逐渐增加,围岩塑性区由拱形演变为蝶形、蟹形和龟形;锚索在高支承压力作用下将逐步失效,主应力差呈现多峰值现象.工程实践表明,提出的强力锚固支护技术能有效控制围岩的变形破坏,具有较好的技术性和经济合理性.     

深部巷道围岩变形试验与数值模拟研究

为了研究深部软岩巷道的变形破坏特性,以淮南矿区某煤矿13-1煤回采巷道为例,在现场调查回采巷道工程概况的基础上,开展了室内深部回采巷道围岩变形特性相似模拟试验,并基于块体离散元法,建立了深部回采巷道围岩的数值模型,模拟了开挖过程中围岩的变形特性。相似模拟试验和数值模拟试验结果表明,深部巷道围岩的典型特征为:巷道底臌量两帮移近量顶板下沉量,巷道不同围岩受开挖扰动的位移影响范围不同,底板为3.5 m,顶板为2.45 m,两帮为5.5 m。     

深部巷道围岩控制原理与应用研究

采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法，研究深部巷道围岩稳定问题，认为深部巷道围岩控制的基本方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术．提出了深部巷道围岩控制的基本技术和控制过程：1）应力转移降低巷道浅部围岩应力；2）采用高预紧力、大延伸量的高强度锚杆、锚索支护系统，强化锚固区围岩强度，提高巷道围岩自身稳定性；3）加强巷道两帮、底角支护，提高巷道最薄弱部位（两帮、底角）残余强度、提高巷道围岩的整体稳定性；4）应用高水速凝材料注浆加固破碎区，提高破碎围岩的完整性和力学参数．该研究成果已成功应用于工程实践．     

深部高水平构造应力巷道围岩稳定性分析及控制

以邢东矿副暗斜井坡底段巷道为工程背景,采用数值模拟、井下试验及现场实测等方法,研究高水平构造应力巷道围岩响应特征及控制技术.结果表明:1)随着侧压系数增加,顶底板偏应力峰值线性增长,帮偏应力峰值先增加后恒定,且存在峰值深部转移现象,偏应力峰值增加量由大到小为:顶板(23 MPa),底板(18 MPa),两帮(12.5 MPa),拓展深度由大到小为:顶板(4.8m),底板(4.0m),两帮(1.6m).2)围岩表面位移与侧压系数近似指数增长,表面位移增加量由大到小为:顶板(901mm),两帮(849mm),底板(784mm),主要变形范围由大到小为:两帮(4.4m),顶板(3.0m),底板(2.8m);3)顶板底板破坏深度与侧压系数呈正比例增长,帮部破坏深度变化不大,破坏深度由大到小为:顶板(6.0m),底板(5.6m),两帮(3.0m).深部高水平构造应力巷道失稳机制为:开挖引起高偏应力→岩层剪切错动→膨胀大变形/支护系统损毁,并提出"高强度高预紧力长锚杆+大直径高强锚索+U型钢可缩性支架+壁后注浆"的综合控制方案,阐述了其支护机理.     

深部回采巷道支护参数的正交数值模拟

平顶山矿区深部主采煤层回采巷道矿压显现强烈,普通锚网支护难以适应深部开采的要求,高强度、高刚度、高预紧力的强力支护是控制深部围岩变形的有效途径.采用正交数值方法对平顶山矿区主采煤层回采巷道的支护参数进行了模拟分析,确定了影响围岩变形主次因素.应用多元回归分析法,拟合了巷道断面收敛系数与综合岩体强度、顶板锚索根数、锚杆预紧力、垂直应力和动载系数的关系式,对平煤股份十一矿高强锚网索支护的丁5-6-26071风巷断面收敛变形进行了预测,与现场矿压测试结果基本吻合.     

杨庄矿深部矩形煤巷围岩破坏特征及支护技术

为解决深部矩形煤巷支护难题,以巷道宽度为变量,采用室内实验、数值模拟、现场实测、理论研究的方法,建立了双裂隙抗剪切滑动力学模型,提出了高强高预紧力锚网索耦合分区支护技术.结果表明:顶板围岩主应力差分布范围、剪切破坏塑性区扩展延伸区域、变形延伸深度的响应程度均比底板、两帮强烈;顶板围岩可划分为裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区和无裂隙区;高强高预紧力锚网索耦合分区支护技术能积极调动顶板深部围岩强度,改善锚固体的应力状态,控制巷道围岩变形,满足矿井"安全、高效"的生产要求.     

厚层松软复合顶板煤巷梯次支护力学原理及应用

井厚层软弱复合顶板巷道围岩,单一长度的锚索加强支护,形不成稳固的承载结构,导致下位岩层离层,巷道围岩继续变形和破坏.提出了梯次支护原理,首先采用锚杆支护在巷道顶板浅部围岩造壳(一阶支护),再采用短锚索支护控制顶板中下部软弱煤岩形成二次强化锚固承载结构(二阶支护),再应用长锚索对已形成的二阶锚固承载体向顶板上部深层煤岩体实施整体组合锚固(三阶支护),在顶板岩层中形成一定厚度和承载强度的具有组合锚固效应的阶梯式立体支护结构,并对其支护力学原理进行了理论分析.该支护技术成功应用于淮南顾桥煤矿11151轨道顺槽,其巷道顶板浅部围岩离层分别为10和14 mm左右,深部围岩离层最大值为23 mm.