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.     

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。     

基于地应力的巷道支护参数设计研究

围岩强度与地应力的关系是导致巷道破坏的重要影响因素。分析了锚杆支护与围岩应力的关系、预应力锚杆与围岩变形的关系,然后数值模拟分析了不同支护条件下围岩破坏情况和应力分布情况。数值模拟得出,构造应力场下,顶板在锚杆锚索联合支护下,巷道变形量很小,巷道支护效果良好,顶板离层现象基本消失。以某矿为例,对巷道进行地应力测试以及巷道支护设计,通过锚网喷联合支护,特别是对顶板进行加固,支护取到了良好的效果。     

多类型复合顶板锚杆预应力场分布特征及支护优化

针对煤矿巷道顶板岩层结构的多样性与复杂性,通过大范围顶板原位强度测试和围岩结构窥视,对巷道顶板结构类型进行划分,对比分析了不同顶板类型和锚固参数下锚杆预应力场的分布特征,对复合顶板巷道锚固参数进行了优化,结果显示:晋能集团阳泉矿区主采煤层巷道顶板类型可分为软弱型、软硬相间型、下硬上软型和硬软相间型;无论是单一岩层还是复合岩层,锚杆预应力整体上呈“两拉一压”的分布特征;在复合岩层中,层理面是阻碍锚杆支护应力传递的主要因素,层理面越多,形成的有效压应力范围越小;通过施加高预紧力和使用大护表构件,可以有效扩大锚杆压应力区范围;通过调整锚固长度或锚杆长度,使层理面位于压应力较高的区域,可以有效避免巷道顶板垂向离层和水平错动。以软弱型顶板巷道为例,开展复合顶板巷道围岩锚固支护优化现场实践,验证了理论研究的可行性。     

强烈动压影响下锚网支护巷道矿压显现规律研究

为掌握强烈动压影响条件下回采巷道的矿压显现规律,以平朔井工一矿受回采动压影响全煤巷道为研究对象,采用数值模拟、锚杆无损检测、巷道围岩变形观测等方法,分析了动压巷道围岩所处应力环境和应力分布规律,评价了工作面受采动影响巷道全长范围内锚杆受力情况,确定了巷道应力集中区域范围及影响因素,总结了强烈动压锚网支护巷道围岩变形规律。结果表明:中粗砂岩顶板稳定性较好,降低了巷道所在层位应力集中程度,巷道围岩受断层和陷落柱等地质构造影响,约30%的区域锚杆受力大于60 k N,区域内巷道矿压显现较为强烈,工作面回采动压超前影响范围为60 m,动压巷道受影响总长度可达180 m,巷道地质构造等软弱地段在采动影响范围外应适当加强支护,加快工作面推进速度。     

赛尔四矿易冒落顶板锚杆支护参数的数值模拟

采用FLAC3D有限差分软件,对徐矿新疆赛尔公司四矿B9煤层易冒落顶板回采巷道在不同锚杆长度和直径下围岩破坏变形规律进行数值模拟研究,系统分析了工作面应力分布、回采巷道变形分布规律及回采巷道锚杆合理支护参数。结果表明:工作面支承压力分布超前约30 m,在此范围内,回采巷道变形显著,此区段需进行超前支护;合理的锚杆支护参数是锚杆长度为1.8 m、锚杆直径为18 mm。     

确定交叉巷道锚杆支护参数的围岩平均应力集中系数分析方法

大跨度交叉巷道多采用锚杆支护,支护后巷道周壁应力分布的均匀程度可以作为评价支护参数合理性的指标。将支护后巷道周壁某一点大主应力与周壁大主应力均值的比值定义为围岩平均应力集中系数,用该系数表征巷道围岩的应力分布均匀程度。以某铁矿交叉巷道为研究对象,根据矿山工程条件及均匀设计试验方法,选取锚杆长度、锚杆间距和锚杆排距3个锚杆支护参数设计4种不同的支护方案,分别计算未支护与4种支护方案下巷道周壁的围岩平均应力集中系数,通过对比分析,确定最优的交叉巷道锚杆支护参数。结果表明:未支护时,巷道周壁围岩平均应力集中系数在0.3~2.9,应力分布极不均匀;锚杆支护后,最大围岩平均应力集中系数与未支护时相比降低幅度超过50%,围岩应力分布得到较好的改善;确定最优的支护参数为锚杆长度2.2 m、锚杆间距1.1 mm、锚杆排距1.0 mm,此时巷道周壁的围岩平均应力集中系数在0.9~1.19,其变化幅度仅有0.29,围岩应力分布较均匀;围岩平均应力集中系数能对围岩应力分布的均匀性进行有效评价。     

高应力坚硬顶板煤层巷道锚杆支护方案的确定

针对国内某大型矿井高应力坚硬厚顶板煤层巷道锚杆支护方案的优化问题,通过分析初步确定了锚杆支护的候选方案,随后利用数值计算各方案时巷道围岩的稳定性,并据此确定锚杆支护方案.研究结果表明:该矿回采巷道属于高应力坚硬厚顶板煤层巷道,属于I类巷道顶板,巷道支护的重点应在巷道两帮.锚杆支护参数(锚杆直径、锚杆长度、锚杆间排距)对支护效果有较大影响.该矿条件下,帮部锚杆间排距对支护效果的影响较敏感;回采巷道帮部锚杆采用直径18mm、长度2.4m、间排距0.8m、锚固长度0.8m时锚固效果较好,能满足巷道稳定性要求.     

倾斜煤层巷道围岩应力分析与支护设计研究

首先分析了岩层自重应力倾斜方向的分量和水平应力对巷道围岩应力分布规律的影响,然后根据围岩应力分布提出相应的支护措施,最后通过现场应用测试对锚杆受力和巷道变形进行监测,以验证选取巷道断面形状和支护方式的合理性。结果表明:选取巷道断面为梯形能够降低岩层自重应力倾斜分量对巷道围岩的剪切破坏程度;锚杆工作状态较合理,充分发挥了锚杆的支护作用;设计支护参数能够有效控制该倾斜煤层的巷道围岩变形。     

大埋深梯形巷道围岩应力分布规律及支护优化

梯形巷道围岩的应力分布呈现非对称分布的特征,容易发生应力集中,引发巷道失稳破坏。以陈蛮庄煤矿3410工作面为背景,针对巷道变形量较大且破坏严重的情况,运用巷道围岩松动圈理论,分析了梯形巷道顶板应力分布特征,推导并计算了围岩塑性区最大半径,进而对现有回采巷道支护方式进行力学分析,验算当前支护下的支护强度。运用FLAC3D数值模拟研究揭示了当前支护条件下的围岩应力分布及变形规律,面对巷道底板底鼓、顶板蠕变、高帮局部滑移现象,基于原有支护提出补强支护的方案：在高帮中部偏上位置布置一根锚索,原有支护的锚索向下移动1 600 mm;在低帮增加锚索补强支护,且原有的锚杆、锚索更换为高强锚杆锚索,提高巷道围岩的承载能力。通过数值模拟验证了优化后的支护布置对围岩的控制效果显著,能够满足生产需要,有效控制了巷道围岩的变形与破坏。     

深部巷道等强支护控制理论

本文调查了大量的煤矿巷道现场破坏案例,提炼了6类15种典型破坏模式,分析了圆形与矩形巷道的围岩受力特征及应力分布规律。基于巷道围岩梯度破坏机理及矩形巷道等强梁支护模型,提出了深部巷道等强支护控制理论力学概念模型,即根据巷道围岩受力特征,采用开槽卸压、注浆加固、锚杆(索)主动支护、钢管混凝土被动支护等综合手段,有效调整巷道围岩的应力状态,以期实现不同位置围岩能够达到安全且与地应力比相匹配的等效应力状态,获得应力分布趋于均匀、塑性区范围相似的理想状态。给出了不同埋深、不同断面形状巷道所需的等强支护强度计算公式,数值模拟了圆形与矩形巷道在等强支护前、后围岩应力变化,验证了等强支护后围岩应力场能明显改善。等强支护控制模型一定程度上为深部巷道围岩控制提供了理论和实践指导。     

厚层复合顶板大断面沿空煤巷组合支护技术

随着煤矿采深加大与延伸,普通锚网(索)喷支护较难维持厚层复合顶板大断面煤巷围岩稳定性。通过对大量复合顶板事故调查及其产生过程分析,获得了复合顶板事故失稳机制及控制方案,并在许厂煤矿4312皮带顺槽进行了支护技术现场实践,取得了较好的支护效果。研究结果表明:为有效控制复合顶板岩层离层与竖向拉伸裂隙产生,可施加锚索来实现减跨作用,采取高强预应力锚固顶板下位复合岩层来提高岩梁的整体抗弯刚度,以减小顶板岩梁产生的弯曲应力;高强预应力锚杆、锚索、钢带和钢筋梯组成的"四位一体"的组合支护技术可较好地解决厚层复合顶板大断面沿空煤巷围岩稳定难题。     

大埋深采准巷道围岩拱梁支护结构研究

以桑树坪2号井煤矿3303工作面大埋深采准巷道为背景,采用"拱-梁"结构模型对该巷道进行支护优化,借助FLAC3D数值软件对原支护和改进支护的支护效果进行对比分析。结果表明:改进方案不仅能够提高浅部顶板的稳定性,而且还能有效控制巷道围岩变形。锚索压缩拱承载作用下,巷道围岩竖向应力呈拱状形态,帮部锚杆的存在可以缩小巷道两帮破坏范围,表明顶板的有效支护有利于提高巷道围岩的承载能力。顶板上方围岩所形成的"拱-梁"结构模型,对大埋深采准巷道的支护作用有明显改善。     

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出"两端低、中部高"分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生"尖顶型"垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用"高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁"支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

单轨吊巷道顶板深梁支护结构的构建及应用

针对单轨吊作用下区段平巷顶板控制难题,提出将巷道顶板视为深梁进行稳定性分析,并采用密集布置的高预应力锚索和强力锚杆支护系统构建顶板锚固复合深梁承载结构。采用FALC3D数值模拟软件研究了余吾矿S1203回风巷实际支护参数条件下的顶板预应力场分布特征,揭示了单轨吊巷道顶板的成梁机制,得出S1203回风巷顶板深梁厚度为6 m。通过对S1203回风巷顶板进行受力分析,建立了单轨吊作用下巷道顶板锚固复合深梁承载结构的力学模型,根据应力叠加准则,推导出深梁内部最大剪应力分布表达式,据此结合Matlab数值分析软件得出顶板深梁最大剪应力分布随单轨吊载荷变化的响应规律,阐明了单轨吊作用下巷道顶板的稳定性控制机理。根据S1203回风巷的矿压观测结果,单轨吊作用前后巷道顶板均未出现离层现象,顶板最大下沉量及两帮收敛量不变,分别为72,48 mm,表明巷道顶板深梁支护结构的构建有效实现了单轨吊作用下巷道顶板的控制。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

采空区下煤巷锚网索支护技术研究及应用

为了解决古汉山煤矿采空区下煤巷支护困难问题,系统分析了以往被动支护情况下巷道变形破坏的原因,基于覆岩破坏规律和胶结再生顶板特征,结合锚杆支护的组合梁理论和悬吊理论,提出了有针对性的锚网索主动支护方案,设计了顶板“双工钢锚索梁+短梁”支护结构,并进行现场应用实践。结果表明：采空区下煤巷锚网索支护技术的应用,实现了矿井下分层巷道支护形式由被动支护向主动支护的转变,提高了巷道支护强度,实现了大断面下分层煤巷一次支护成巷,且支护效果良好,能有效控制巷道围岩变形,可为类似条件下的巷道围岩控制提供参考。     

深部软岩底鼓巷道锚注联合支护技术

为了解决煤矿深部软岩巷道底鼓难以控制的难题,提出了有效控制深部软岩巷道底鼓的注浆锚杆、锚索锚注联合支护方案。根据金龙煤矿南采区轨道上山锚注联合支护实际支护效果,提出了反悬复合拱式底板注浆结构,并分析了结构体的稳定性。结果表明：巷道锚注后,两帮平均移近量仅为35.5 mm;平均底鼓量仅为45.5 mm;顶板基本无下沉。锚注联合支护技术能提高深部软岩巷道岩体强度、改善围岩力学性能和结构、提高围岩的整体承载能力,从而有效地控制了深部软岩巷道底鼓。