湖西矿深部大断面软岩巷道支护的DDA数值研究

针对湖西矿深部大断面软岩巷道支护难题,根据巷道围岩地质条件及无支护条件下数值模拟结果,提出四种支护方案.采用了不连续变形分析( DDA)方法进行数值分析,模拟了巷道在不同支护条件下围岩的变形、垮落情况.研究表明,支护方案2(锚杆长度2200mm,顶锚杆间排距750mm×1000mm,帮锚杆间排距800mm×1000m,锚索长度4500mm,间排距1500mm×2000mm)效果最佳,顶、底、左帮、右帮的位移量均较小,分别为20.0mm、10.6 mm、9.8 mm、8.6 mm.同时,将数值分析结果与现场矿压实测数据进行了比对,两种结果比较接近,说明DDA方法可以为锚杆支护巷道的优化设计提供参考.     

望云煤矿150101运输巷锚杆支护参数优化研究与应用

为合理优化150101运输巷的支护参数,基于巷道原支护方案现场应用效果,现采用数值模拟的方式进行锚杆合理参数的分析,根据模拟结果得出锚杆合理排距为1 200 mm,顶板和两帮锚杆合理间距分别为1 100 mm和1 300 mm.根据运输巷具体的地质情况,结合锚杆合理参数分析结果,进行巷道锚网支护优化方案的设计,并在支护优化方案实施后持续进行围岩变形监测。结果表明：运输巷围岩支护方案优化后,巷道掘进期间围岩变形量小,保障了围岩稳定,降低了支护成本。     

某矿沿空动压巷道变形特征分析及锚杆支护方案优选

结合现场观测成果,对某矿三采区相向掘进沿空动压巷道(12306轨道巷)顶板及巷帮的变形特征进行了分析,认为巷道顶板和煤柱侧巷帮变形量较大,实体煤侧巷帮变形量较小,巷道变形呈现不均称特征。结合12306轨道巷变形特征分析,认为该巷道原支护方案中锚杆选型、锚杆支护密度、钢筋梯安装角度均不合理。根据上述分析,设计了3种锚杆支护方案(方案Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ),并进行了数值模拟分析。研究表明:方案Ⅰ对于巷道围岩稳定性的控制效果最优,即12306轨道巷合理的支护方案应为采用规格为22 mm×2 200 mm无纵筋左旋螺纹钢锚杆支护,顶板与实体煤侧巷帮锚杆端头锚固,锚杆间排距为800 mm×800 mm;右帮锚杆全长锚固,锚杆间排距为600 mm×800 mm,靠近顶板位置的锚杆与水平方向呈20°夹角安装。     

锚杆支护参数设计方法研究

为了确保巷道围岩稳定,提高巷道掘进速度,以某矿301工作面回风巷为例,根据实际地质概况,分析了不同锚杆间排距、锚杆长度、锚杆直径和锚杆预应力下巷道围岩表面位移情况。研究得出了,锚杆间排距设置为800 mm,锚杆长度设置为2 200 mm,锚杆直径设置为20 mm,锚杆预应力设置为30 kN,此时巷道支护参数最优。研究为类似工程条件下巷道支护参数选择提供了借鉴。     

王庄煤矿8105孤岛工作面巷道支护参数数值模拟分析

以王庄煤矿8105孤岛工作面运巷为例,通过FLAC3D软件模拟不同锚杆支护参数条件下巷道围岩的变形,最终确定巷道支护方案为:顶锚杆间排距800 mm×800 mm,窄煤柱帮锚杆间排距700 mm×800 mm,实体煤柱帮锚杆间排距900 mm×800 mm,并采用锚索补强。现场应用结果表明,确定的支护方案合理,支护效果良好,巷道围岩变形在预计范围内,并且巷道掘进成本明显降低。     

赛尔能源公司煤巷锚杆支护参数优化研究

针对徐矿集团新疆赛尔能源公司浅埋煤层巷道围岩条件,通过对A3005运输巷进行矿压观测,借助FLAC3D软件对不同锚杆排距进行优化模拟,结合现场实际条件和工程实践经验,确定出合理的锚杆排距。工业性试验表明,优化方案控制了巷道围岩变形,降低了支护成本,加快了成巷速度,提高了作业效率,为其他相似回采巷道锚杆支护参数确定提供了技术借鉴。     

大断面巷道穿断层破碎带区域支护参数优化数值模拟

目的：合理的支护参数是确保巷道围岩稳定和控制支护成本的关键。本研究以巨龙铜矿大断面排水巷道为研究对象进行支护参数优化。方法：设计了三种支护参数,利用有限元软件进行了数值模拟研究。通过分析不同支护参数下位移、应力及塑性区结果进行支护参数优化。结果：结果表明,锚杆支护能够有效改善围岩应力分布,避免出现应力集中。随着锚杆间距和排距的增大,巷道围岩最大位移增大,当锚杆间距和排距为1 000 mm时,巷道围岩位移最大。围岩塑性变形主要发生于巷道肩部和两帮位置。当锚杆间距和排距为1 000 mm时,塑性区深度大于锚杆长度。综合数值模拟结果和支护成本,巨龙铜矿大断面排水巷道最优锚杆支护参数为800 mm×800 mm(间距×排距)。意义：研究结果为穿断层破碎带巷道支护设计提供了理论参考。     

柳湾煤矿巷道锚杆支护参数设计

巷道设计是一个复杂的工程,与多方面影响因素有关。文章采用理论计算结合矿压监测的方法,对柳湾煤矿北一盘区8101顶抽巷进行支护方法设计及验证,为该巷设计最优的支护方案。主要结论如下:顶板采用D22 mm×2 400 mm的顶锚杆,间排距为900 mm×900 mm,;顶锚索采用D17. 8 mm×8 000 mm的钢绞线,间排距为2 000 mm×1 800 mm;两帮采用D22 mm×2 400 mm的帮锚杆,间排距为900 mm×900 mm。矿压监测发现,巷道围岩变形及应力值在整个掘进过程中都安全可控,表明本次巷道支护设计效果良好。     

砌碹巷道壁后注浆加固技术研究

针对某矿砌碹巷道壁后围岩松散、巷道变形严重的问题,根据巷道的实际情况,决定采取"注浆+锚杆+锚索"的支护方案。通过计算确定了高水材料注浆压力和注浆管间排距,并模拟分析了不同间排距锚杆锚索对巷道围岩稳定性的影响。得出了锚杆间排距为850 mm×850 mm,锚索间排距为1.8 m时,支护效果最优。通过150 d的变形量观测,巷道变形情况得到了控制。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

综采工作面运输巷矿压观测及其稳定性评价

针对火铺矿21126综采工作面运输巷道在原支护方式下围岩位移变形量大、维护成本高等问题,基于普氏自然平衡拱理论对支护参数进行了校核计算,并对支护结构进行了对比优化设计。在21126综采工作面回采期间,采用数字式压力计、顶板离层仪和围岩表面位移十字观测法分别对工作面运输巷的矿压显现进行了观测,支承压力峰值时的应力集中系数约为1.23,巷道围岩表面的顶底板最大位移量分别约为135 mm和102 mm,优化后的支护方案能够有效控制巷道应力集中和位移变形,支护后的运输巷总体稳定。     

大跨度切眼巷道锚网复合支护技术研究与应用

大跨度巷道围岩支护是当今巷道支护的一大难题。为解决大跨度巷道围岩控制困难的问题,以布尔台煤矿42202切眼为研究对象,通过理论计算、数值模拟和现场观测对42202切眼的支护参数进行了分析计算,选取的最佳支护参数为:顶板锚杆间排距为1 000 mm×1 000 mm、锚索间排距1 800 mm×2 000 mm、副帮锚杆间排距850 mm×1 000 mm、正帮锚杆间排距850mm×1 000 mm,当遇构造带时采用补强支护方式,形成了最终支护方案。支护后,巷道最大两帮移近量和最大顶板下沉量分别为37 mm和28 mm,说明该设计支护方案能够满足大跨度切眼巷道围岩的控制要求。     

东曲矿回采巷道支护技术研究

为确定东曲煤矿回采工作面巷道合理支护参数,采用理论分析、数值模拟及现场观测的研究方法对回采巷道围岩变形原因及巷道支护参数进行研究。研究表明:巷道变形严重原因为锚杆支护长度小于围岩塑性区破坏深度;理论分析、数值模拟及现场监测表明巷道合理支护参数为:锚杆采用Ф22×2400mm,间排距为800×800mm,锚索采用Φ17.8×6000mm,间排距为1400mm×1600mm。     

担炭沟煤矿灰岩顶板支护参数优化

担炭沟煤矿10煤一采区运输大巷直接顶为坚硬的石灰岩,顶板钻孔困难,巷道掘进速度慢。通过理论分析和数值计算优化巷道锚杆支护参数,将锚杆间排距由800 mm×800 mm优化为1 200 mm×1 200 mm。现场工业性试验及矿压监测发现,围岩变形在20 d后趋于稳定,两帮最大移近量为94 mm,顶底板最大移近量为72 mm,围岩变形较小,满足巷道使用要求,并为同类巷道的支护设计、施工提供了实践经验。     

断层破碎带的煤巷支护方式选择及应用

根据袁店一矿1022机巷的工程条件,采用数值模拟方法,分析3种支护方案的巷道围岩应力、位移分布特征。模拟结果得出,长度2.4 m锚杆加锚索支护较合理;矿压观测结果表明,此方案的顶板整体离层量较小,巷道围岩控制效果良好。     

深部复杂地质区域软岩巷道围岩控制技术研究

为控制复杂地质条件下围岩变形,在对巷道进行地应力、围岩强度测量及围岩结构观测等工作的基础上,通过数值模拟手段确定锚杆排距为1500mm,通过对巷道进行矿压观测,得出巷道顶板和两帮煤体在锚杆支护系统作用下,变形都得到很好的控制。     

开拓煤业近距离煤层巷道支护技术研究

开拓煤业2号煤层和3号煤层间距较小,下煤层3109运输巷掘进时巷道围岩变形量大,局部甚至会出现冒顶及片帮现象,通过理论计算及工程类比的方法,对原有支护方案进行优化,优化后的方案为:顶锚杆为D20 mm×2 400 mm,间排距为1 200 mm×1 000 mm,在顶锚杆间隔位置布置D18 mm×3 500 mm的锚索,间排距为1 400 mm×2 000 mm,帮锚杆为D20 mm×3 500 mm,间排距为1 000 mm×1 000 mm。现场监测结果表明,优化后巷道围岩变形量较小,且未出现冒顶、片帮等现象,支护效果良好。     

近距离采空区下回采巷道锚网索支护技术

针对大埋深近距离下位煤层回采巷道小平距内错布置方式下高应力带来的大变形问题,以己16-17-31020工作面运输巷为例,分析了巷道控制原则与技术,采用数值模拟,分析了不同支护方式下巷道围岩应力及变形分布特征。研究得出,支护方案采用顶板间排距为1 200 mm×1 600 mm的22 mm×6 500 mm预应力锚索、顶板间排距为700 mm×800 mm的22 mm×2 600 mm高强预应力锚杆、两帮间排距为750 mm×800 mm的20 mm×2 400 mm高强预应力锚杆时,巷道围岩的变形程度最小。研究可有效解决大埋深近距离煤层的大变形问题,可为条件相似的矿井提供借鉴。     

1106_108运输巷锚杆支护最优支护排距选择

为了降低煤矿的经济成本,在保证巷道生产安全的情况下,研究锚杆支护排距的最优选择,在1106108运输巷采用FLAC3D数值模拟的方法进行分析,模拟不同锚杆支护排距条件下垂直应力、水平应力、垂直位移和水平位移,最后考虑经济成本,巷道支护的锚杆排距应该选择900 mm。     

深部松软破碎顶板巷道围岩控制技术

为确定121101工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2 m。通过矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38 mm,顶底板最大移近量为19 mm,巷道锚杆预紧力都在40 k N左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。