采空区锚杆支护设计原理与分析

采空区下大跨度松软煤层巷道围岩稳定性控制问题,两帮及底板的控制难度都很大,顶板的安全状况差,是煤巷锚杆支护所面临的突出难解决的课题之一,必须引起高度重视,该类巷道围岩稳定性控制技术研究具有一定的挑战性.该文针对淮南矿区采空区下破碎不稳定顶板煤巷的特征,通过对破碎不稳定顶板煤巷锚杆支护理论进行分析,采用高强度锚杆支护系统,使巷道围岩保持稳定,满足了正常生产需要.     

斜沟矿采空区下近距离巷道矿压特征研究

为研究采空区下近距离巷道的矿压特征,通过现场围岩变形监测分析了回采期间巷道的围岩变形规律。以斜沟矿为工程背景,采用理论计算结合数值模拟的研究方法对上煤层巷道底板破坏高度及不同内错距离下巷道围岩应力及变形进行分析,给近距离煤层布设提供了一定的参考。     

某矿山地表移动及岩层监测稳定性研究

采空区是影响矿山安全生产的重大隐患之一,对采空区的探测和稳定性分析至关重要。本文以某金属矿山为例对其稳定性及上覆岩层变形监测进行分析,采用InSAR技术进行实测,通过FLAC3D数值模拟以及力学分析方法,分析遗留采空区稳定性和地表变形规律。结果表明：InSAR技术监测得到地表形变约为2 mm,地表建筑物形变约为2 mm,围岩二次应力的变化值最大为1.91 MPa。采空区围岩内部监测位移最大值为2.5 mm。采空区数值模拟地表变形分析矿区的地表最大沉降为2.7 mm。监测结果与理论分析及三维数值模拟分析结果基本吻合,整体上围岩内部位移量变化较小,未出现大的地压活动。采场围岩结构稳定性良好,地表沉降量微小,无显著形变,矿区地表及建筑物处于稳定状态。     

高应力软岩巷道围岩变形机理及支护技术研究

随着矿井采掘深度的不断增加,在开采深部巷道时巷道及工作面所承受的应力水平逐步增高,特别是软岩巷道的地压显现更加明显,巷道围岩破坏严重,深部高应力软岩巷道的支护问题越来越突出。镇城底矿为解决22213工作面回风巷在原支护参数下围岩变形量过大问题,在对泥质胶结软岩特点以及支护难点分析的基础上,对围岩支护进行重新设计。采用大变形恒阻锚索、高强锚杆对顶板支护,并增加顶板岩层锚杆（索）锚固长度,巷帮采用锚索进行补强加固。支护完成后,顶板、巷帮最大变形量分别控制在71 mm、115 mm以内,有效解决了泥质胶结软岩巷道围岩变形量过大问题,提高了围岩的稳定性,可对矿井地质条件相似的软岩巷道的支护优化设计提供参考。     

巷道掘进过地质构造带的注浆加固技术研究

针对河南某矿30906回风巷掘进过地质构造带时,巷道围岩易出现变形、顶板易发生冒落等问题,基于回风巷的地质及工程概况,为该巷道设计了注浆加固方案,提出应用注浆锚索来加固顶板岩层、采用锚索来补强巷帮煤体,并通过喷浆来减轻空气、水等对围岩的腐蚀弱化作用。实际应用表明,综合采取相关措施后,该回风巷在过地质构造过程中,巷道顶板未出现严重冒落问题,巷道围岩也未发生严重变形,巷道顶底板的最大收敛量小于140 mm,巷帮最大收敛量小于37 mm,取得了较好的控制效果。     

强烈动压条件下巷道支护技术研究与应用

为了解决相邻工作面之间巷道动压影响的问题,结合马兰矿10704工作面轨道的实际情况,采用有限元模拟软件FLAC3D,分析了10704面轨道顺槽在掘进时受回采的动压影响,研究表明超前影响范围约为50 m,并且巷道与10702面回采相遇之后,受到临近工作面采空区上覆岩层形成结构动态变化,巷道围岩变形持续加剧趋势。采用“Φ22 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆加W钢带加锚索加金属菱形网”联合支护,使10704轨道巷掘进期间未出现过大的巷道变形,同时顶板下沉量并不大,巷道的变形量趋于稳定。较好地解决动压条件下锚杆支护巷道掘进难题。     

高海拔破碎围岩排水巷道锚索支护参数优化

合理的支护形式与支护参数是确保巷道围岩稳定的关键。巨龙铜矿排水巷道Ⅳ级围岩区域采用锚杆+金属网+喷浆进行联合支护效果较差。针对巨龙铜矿Ⅳ级围岩区域支护存在的问题,在现有支护基础上增加锚索和钢拱架支护,同时增加喷浆厚度。设计了不同锚索支护参数,利用有限元数值模拟软件进行了锚索支护参数优化。结果表明：巷道围岩顶板处存在明显应力集中现象。随着锚索支护参数增加,巷道顶板处最大应力值增加。随着锚索间排距增大,巷道顶板最大位移增加,锚杆间距由1.2 m增加至2.0 m,巷道顶板位移分别为4 mm、4.38 mm、4.82 mm。锚索最优支护参数为1.6 m×2.4 m。研究结果为类似巷道锚索支护参数选取提供了理论参考。     

近距离煤层巷道掘进管控策略研究

针对近距离煤层巷道掘进过程中效率低、安全性差的不足,提出了一种新的近距离煤层巷道掘进管控策略,在进行掘进时采用了分层留底掘进方案,同时利用人工复合底板施工、U型钢联合密集支护的方案提升了近距离煤层巷道掘进时的支护效率和可靠性.根据在井下的实际应用可知,该方案有效地提升了井下巷道掘进效率,将巷道围岩变形量降低了 79.3...     

沿空留巷预制充填采空区数值模拟研究

为了解决沿空留巷采空区的上覆软弱岩层受工程扰动引起的围岩大变形和顶板的下沉量大等问题,本文利用数值模拟软件3DEC对不同预制断裂角下的巷道顶板下沉量和沿空留巷采空区上覆岩层的下沉量进行了分析,为解决沿空留巷造成采空区围压变形和顶板下沉提供了指导。     

近距离煤层坚硬顶板巷道围岩支护技术实践

针对13号煤层开采过程中遇到的坚硬顶板巷道围岩支护难题,运用钻孔窥视技术和水力压裂法顶板岩性和围岩力学强度进行测试分析,结合现场数据和理论计算,确定了锚杆+钢带+锚索补强的巷道联合支护方式和支护参数,并以巷道表面位移和顶板离层值为主要监测指标,对该联合支护方式的有效性效果进行验证。实践应用效果检验,支护效果显著,具有良好的推广应用价值。     

近距离煤层工作面煤柱合理留设与巷道围岩控制技术

为探究近距离煤层工作面煤柱合理留设宽度以及回采巷道围岩控制技术,以回坡底煤矿近距离煤层开采为工程背景,通过数值模拟、理论分析、现场实践等技术手段对不同宽度条件下煤柱破坏演化过程、影响因素、底板破坏范围以及11号煤层回采巷道围岩控制技术进行了深入研究。研究结果表明:(1)煤柱在预留煤柱时期、区段煤柱时期、保护煤柱时期、孤岛煤柱时期四个阶段过程中,煤柱破坏范围逐渐增大;煤柱弹性核占比均随煤柱宽度的增加而增加,本煤层回采巷道随煤柱宽度的增加从非对称性破坏逐渐演化为对称性破坏。煤柱破坏宽度与煤层倾角、黏聚力、煤柱宽度、内摩擦角和泊松比等因素成反比关系,只与埋深成正比关系。(2)随着煤柱宽度增大,煤柱底板破坏宽度与深度会发生变化,且底板破坏集中在煤柱边缘侧,煤柱正下方底板破坏区域较小。(3)煤柱应力集中作用致底板下方最大主应力发生偏转,底板任意一点与煤柱中心线的距离越大,最大主应力偏转角度越小;随着11号煤层巷道与煤柱边缘距离的增大,巷道围岩塑性区由倾斜的“X”形分布转变为倾斜的“8”形分布,再转化为倾斜的“O”形分布,最终转化为椭圆形分布;离煤柱距离较近时,巷道往往出现非对称性破坏,支护也要采取非对称支护形式。      

矸石充填沿空留巷围岩控制效果评价

结合某矿工况条件,通过现场观测的分析,对顶底板移近量、两帮移近量、顶板离层量、矸石墙压缩量进行现场监测。分析结果表明:巷道在受一次采动影响时,顶底板最大移近量为150 mm,两帮最大移近量为80 mm;距离工作面30 m范围内时,巷道变形最为剧烈;30～60 m时,变形速度变慢;60 m之外,巷道基本稳定;围岩稳定性主要受到一次采动影响较大,二次采动有一定影响但在控制范围内,矸石充填沿空留巷取得了初步成功,工作面沿空留巷整体效果好。     

沿空留巷围岩稳定特性分析及补强支护技术研究

为了提高井下切顶卸压沿空留巷围岩的稳定性,采用理论分析、爆破验证等手段对沿空留巷围岩的运动特性进行了分析,建立了沿空留巷围岩的力学结构模型,确定了巷道围岩稳定性和基本顶侧向悬臂长度呈反比关系,以此为基础确定了井下切顶卸压沿空留巷围岩补强支护技术。根据实际应用表明,新方案能够将巷道两帮变形量降低74.5%,将巷道顶板变形量降低75.5%,为优化巷道围岩支护模式、提高巷道围岩稳定性奠定了基础。     

近距离开采巷道矿压及覆岩运动规律研究

以光道矿为研究背景,利用数值模拟软件对煤层与采空区交接应力分布及底板应力分布进行模拟分析,确定了下煤层巷道合理布置位置,同时通过对上工作面不同回采范围下煤层巷道变形进行分析,发现当上煤层工作面回采距离为0～60 m的范围时,下煤层巷道变形量最大,而当工作面回采大于60 m时,巷道变形量较小,巷道较为稳定。     

厚硬顶板弱化前后垮落致灾数值模拟研究

针对采空区大面积顶板垮落对采区机械设备及工作人员造成的冲击灾害问题,采用ANSYS/LS-DYNA有限元软件,建立顶板弱化前后块体冲击地面的三维计算模型,研究顶板弱化前后垮落体引起巷道内飓风风速的变化规律及冲击载荷对工作面煤层的影响。结果表明：在顶板下落过程中,由采空区到巷道口处,飓风速度呈增大趋势,且在巷道口处风速急剧增大,但风速在巷道内随着距巷道口距离的增大而衰减;随着顶板下落时间的增加,巷道内的风速整体呈上升趋势,但巷道内风速的衰减速率逐渐降低,且风速峰值随着所在位置与巷道口距离的增大呈对数衰减;大面积顶板垮落使工作面煤层出现应力集中现象,顶板弱化放顶循环步距控制在30 m以下可显著降低飓风的影响范围及冲击载荷对工作面煤层的影响。     

水库边坡及下伏深部空区稳定性研究

水的渗流与静水压力对水库周围边坡及下伏采空区稳定性都有重要的影响.为了解水库蓄水后水的渗流对边坡稳定性与水压对深部回采稳定性影响,保证其下伏采场的安全性,根据实际地形地貌条件建立数值模型,模拟整个库区地表在蓄水前、蓄水后深部回采对周围岩土体边坡与采空区顶板围岩力学性质和位移变化,分析水库蓄水对边坡与采空区的稳定性.结果表明:水库蓄水后采空区顶板围岩位移不明显,局部产生应力集中,未超过岩体最大承载,在安全系数限定内;水的渗流对库区边坡稳定性影响较小,水库边坡较为稳定.     

戈塘金矿房柱法开采围岩稳定性分析

戈塘金矿矿体厚度变化较大,地质条件复杂。为科学设计井下采场参数,分析采空区顶板的破坏机理及矿柱的承载机理,指导矿山安全生产,以戈塘金矿为研究对象,设计了采场参数,分析了采场围岩稳定性。通过理论计算,采用房柱法开采时,推荐矿柱尺寸为3 m×3 m,矿房跨度不超过10 m;利用有限元软件Phase2对留设不同宽高比的矿柱时采场围岩的稳定性进行了数值模拟分析。结果显示:矿柱内部出现应力集中,采空区顶底板、岩帮为应力降低区域;随着矿柱宽高比的增大,采空区边界附近的应力水平和位移降低,矿柱内应力集中得到缓解,变形量降低。综合分析认为,矿柱宽高比对采场围岩稳定性有一定影响,保持矿柱宽高比约为0.500,可以较好地维持采场稳定。     

高瓦斯矿井煤层的瓦斯治理技术分析

针对7105工作面瓦斯涌出量大的问题,结合现场情况以及煤层赋存情况,提出采用高位瓦斯抽采钻孔+顶板定向长钻孔+地面瓦斯抽采相结合的方式进行治理。高位瓦斯抽采钻孔分为高位裂隙瓦斯钻孔和高位拦截钻孔,可实现采空区顶板裂隙瓦斯抽采并拦截上覆3号煤层卸压钻孔;利用顶板定向长钻孔钻进距离长、钻孔轨迹可控的优点,实现顶板瓦斯长距离接抽;利用地面钻孔钻进方便、效率高以及抽采量大的优点,实现7105采空区内及3号煤层卸压瓦斯等抽采。采用以上瓦斯治理措施布置方案后,7105工作面回风隅角、回风巷瓦斯浓度均在安全范围内且波动较小,采面瓦斯涌出量较小,可为采面安全高效生产创造良好条件。     

掘进巷道过陷落柱破碎围岩控制技术研究

依据5301运输巷与TX1、X181陷落柱间位置关系以及陷落柱内破碎岩体发育情况,对围岩支护参数进行设计。现场应用后,运输巷掘进过陷落柱期间顶板、巷帮围岩处于稳定状态,变形量最大分别为156 mm、142 mm,围岩控制效果显著。研究成果可为其他矿井回采巷道掘进过陷落柱围岩控制提供经验借鉴。     

U钢管混凝土支架支护技术在金川矿山的应用

为解决金川矿区深部软岩巷道支护问题,引入了钢管混凝土支架支护技术。以金川二矿区1 000 m试验巷道为原型,在充分分析巷道工程地质条件及原支护条件下围岩的变形特征后,设计安装了现场监测设备,并利用FLAC3D数值模拟软件对比分析了3种支护条件下的巷道围岩变形情况。研究结果表明：（1）无支护条件下开挖巷道,巷道围岩最大变形量可达400 mm,围岩的顶底和两帮位移较大,巷道围岩塑性区分布范围为一个长轴半径为15 m、短轴半径为9 m的椭圆;（2）“锚网喷+U型钢拱架”联合支护条件下,巷道围岩最大位移量约为35 mm,较大位移出现在两帮处,顶、底位移受到较好的控制,巷道围岩塑性区分布较无支护条件下小很多;（3）“锚网喷+钢管混凝土支架”联合支护条件下,巷道围岩最大位移量为28.5 mm,相比于U型钢支护条件下减小约20%,围岩发生位移和塑性变形的范围也相对减小,巷道围岩更稳定;（4）通过对比数值模拟计算与现场监测结果可知,2种方法所得结果变化趋势相似,皆表现为钢管混凝土支架顶拱处的变形较稳定,数值上较两帮小,左、右两帮变形值较大,说明在1 000 m巷道所处地质条件下,钢管混凝土支架能有效地控制巷道位移,减小塑性区,但两帮处变形相对严重,应给予重点关注。