高应力巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

针对高应力巷道围岩控制难度大的问题,对鹤壁三矿高应力巷道的钢管混凝土支架支护后的巷道围岩变形破坏情况进行了理论分析和数值模拟.理论计算表明,Φ219×8mm型钢管混凝土支架极限承载能力是2 595.04kN,可提供极限支护反力为1.8MPa.数值模拟结果显示,支护后巷道最大垂向位移172mm,两帮位移82mm,变形量较小,满足巷道围岩控制要求.现场实测发现两帮和顶底板变形均发生在施工后30d内,最大移近量为40mm和60mm;后期变形量无明显增长,巷道围岩保持稳定.     

大断面煤巷锚网索联合支护安全技术研究

结合某大断面巷道(断面面积34.125m2)的现场工程实际,采用自然平衡拱理论计算围岩塑性区破坏深度,并据此设计锚杆索支护相关技术参数。采用FLAC2D数值模拟和现场工程实测等方法验证支护的合理性和科学性,现场工程实测表明:巷道开掘50m后,巷道变形趋于稳定,顶底板累计变形量为114mm,两帮累计移近量为91mm,满足安全生产需求,巷道稳定性较好。     

极松散煤层复合支护技术研究

针对巷道所处煤层松软、埋深大、蠕变变形难以控制的问题,以芦岭煤矿为研究背景,在分析芦岭煤矿巷道原支护变形大的基础上,提出"平顶棚+梁锚注+网布"的复合支护技术.运用ABAQUS软件对新支护形式蠕变前后的应力及位移分布情况进行仿真模拟,给出了巷道顶中、底中和帮部中点的蠕变位移曲线,并与现场监测数据进行了对比分析.结果表明:采用"平顶棚+梁锚注+网布"巷道围岩支护方案,能有效控制围岩的蠕变变形,巷道顶板最大蠕变量仅为4mm,两帮移近量为60mm,底臌蠕变量为174mm,巷道总变形量减小,现场监测结果与数值模拟结果十分吻合且在巷道开挖13 d后变形趋于稳定,满足安全生产的要求,为极松散煤层巷道围岩的加固及支护提供借鉴.     

新汶某煤矿深部开采过渡区巷道支护技术与实践

新汶某煤矿深部开采过渡区-550 m巷道在高应力作用下围岩变形加剧,原"锚网+喷浆"支护形式下,巷道出现明显的底鼓变形。本文应用FLAC~(3D)数值分析软件,对该矿-550 m水平巷道"注浆+锚喷网+锚索+底角锚杆"的支护形式与原支护形式进行对比分析。分析结果表明:新支护形式下,顶底板移近量由102.7 mm减小到29.8 mm,塑性区分布范围也大大缩减。现场巷道围岩变形监测数据证明了该支护形式对深部开采过渡区巷道围岩变形具有较好的控制效果。     

深部侏罗纪软岩巷道支护对策

为研究软岩巷道的支护技术,确保巷道稳定和正常使用,采用X射线衍射荧光光谱仪对三水平回风石门围岩进行了岩性组分分析,应用钻孔探测方法测出了围岩松动圈范围和裂隙分布区域.针对围岩岩性、松动圈范围和巷道所处的应力环境等因素,支护形式确定为初次柔性支护即锚网喷支护与预应力锚索支护,二次支护用高强度支护即锚索与全断面锚注加固组成的复合支护结构.工程实践结果表明:支护1个月后,顶底板及两帮移近量在30~35 mm范围内;累计观测75 d后,顶底板和两帮移近量均控制在45 mm以内,围岩变形量较小,保证了巷道的稳定和正常使用.     

大跨度含夹层软岩巷道支护技术研究

以屯兰煤矿12501工作面回采巷道为工程背景,运用实验室试验、现场实测及数值模拟的方法,研究了巷道顶板岩性及掘巷期间围岩变形规律,并对比分析"锚杆+锚索"和"锚杆+长锚杆"支护条件下巷道围岩应力场及塑性区的特点.研究结果表明:大跨度含夹层软岩巷道顶板岩层岩性和强度较弱,巷道围岩在掘进期间顶底板变形量明显大于两帮移近量,"锚杆+长锚杆"联合支护可以取得明显的维护效果.     

软岩开挖卸荷变形及支护效果的数值模拟

金川Ⅱ矿区岩体属于高应力软岩,文章研究了深部软岩巷道开挖卸载过程中围岩变形及支护效果等问题,通过建立3D有限元模型对巷道开挖进行动态模拟,并对巷道不同支护情形下的围岩变形进行对比分析。结果表明:巷道开挖卸载引起周围岩体应力释放,致使围岩向巷道径向挤压,产生的最大位移达到13.1cm,影响巷道的安全使用;采用U型钢+底部反拱共同支护后,对巷道两帮及顶板的支护效果比较明显,巷道两帮围岩的水平位移减少6.1cm,顶板围岩的沉降范围减少,且围岩应力释放速度减缓,但对巷道底板围岩的支护未达到要求,底板隆起值增加1.5cm;采用全断面喷锚支护后,巷道顶、底板处围岩的竖向位移显著减小,同时巷道两帮围岩水平位移也相应减小,但围岩应力释放的速度加快。     

软岩大变形巷道破坏机理与支护技术

针对软岩大变形巷道围岩控制难题,以象山矿井南一石门为工程背景,采用现场取样、物理相似模拟和FLAC~(3D)数值计算,分析了巷道围岩物理力学性质,掌握了巷道各阶段围岩基本变形规律,得出巷道变形表现为四周收敛,具有明显的软岩特征,变形速度达3～4 mm/d.研究发现:巷道底板极限平衡区最大深度为3.57 m,两帮极限平衡区最大深度为1.86 m,顶板极限平衡拱高度为4.26 m.基于上述分析,结合"自稳平衡圈理论",提出合理的巷道支护方案,采用直墙圆弧拱带反拱优化断面,确定了全断面采用锚杆锚索+钢筋梯子梁+金属网喷浆支护,对围岩极其破碎阶段进行注浆,顶锚杆长度2.4 m,锚索长度6 m;帮锚杆长度2.4 m,锚索长度4 m;底板采用长度1.5 m的注浆锚杆,全断面采用金属网喷浆封闭。该研究方案已被矿区采纳。     

加固顶板和两帮控制回采巷道底臌研究

回采巷道围岩是由顶板、两帮和底板共同组成的复合结构体,各部位的岩体强度、应力状态及变形破坏等特性方面的差异显著,尤其受采动影响后,巷道围岩各部位变形发展不均匀性显著,往往造成巷道围岩产生结构性失稳破坏。为提高巷道围岩的结构稳定性,通过理论分析和数值模拟分析了提高顶板和两帮强度对底板岩层稳定性的影响。研究结果表明:加固顶板减小了顶板挠曲位移量,同时可以促使围岩应力向深部围岩转移,降低了底板岩层的应力集中程度,有利于控制底板变形;加固两帮可以提高巷道两帮围岩强度,促使应力向两帮转移,有利于减小发生底鼓的底板岩层宽度和两帮移近量,从而减小底板的挠曲效应和压曲效应。分析结果还表明,加强两帮对于减小底鼓量的效果更为明显。在上述分析的基础上,进行了加固顶板和两帮控制巷道底鼓支护技术的现场工业性试验,试验结果表明加固顶板和两帮可有效地控制巷道底鼓。     

深部急倾斜软底煤巷失稳数值模拟及支护研究

针对大安山矿巷道底鼓严重,左帮比右帮变形显著,遇水后变形加剧的问题,采用数值模拟和现场试验的方法,研究急倾斜煤巷在顶板坚硬底板较软条件下的失稳机理并提出支护方案.研究结果表明:顶底板岩性差别较大而表现不同的变形特征和底板泥质砂岩遇水泥化是导致巷道失稳的主要原因;最大主应力集中于巷道顶、底部和两帮,且分别为水平应力的1.54倍和竖直应力的1.25~1.67倍;提出锚网索+"W"钢带并对围岩喷浆的非对称支护方案,塑型区显著缩小且减小了拉伸屈服的范围,底鼓量缩小至19.8 cm,锚杆之间形成锚固圈,支护效果较好.     

动力扰动下含软弱夹层巷道围岩力学响应特性

 为了研究动力扰动下有无软弱夹层对巷道围岩稳定性的影响,利用大型通用有限元软件Abaqus 对冬瓜山铜矿深部出矿巷道受到采场爆破作用下围岩的力学响应进行了数值分析并提出支护优化方案。结果表明：由于软弱夹层的存在,巷道拱顶和底板竖向应力波动幅值大于无软弱夹层巷道,底板竖向应力波动幅值变化较明显,而巷道拱顶和底板水平应力波动幅值却小于无软弱夹层;巷道拱顶和两帮的变形明显大于底板,对于无软弱夹层的巷道围岩变形明显大于有软弱夹层巷道,且变形速率较大;离爆炸源越远巷道围岩的应力和变形越小,但变化不明显,并在动力扰动0.15 s 左右后趋于稳定;基于对冬瓜山铜矿现场调查,发现巷道顶板冒落破坏形式,从而提出支护优化方案,使得巷道围岩变形是无支护时的1/3,有效地控制了巷道围岩变形。     

上庄煤矿3102机运巷支护技术研究与位移监测分析

本文针对上庄煤矿3102机运巷具体的地质条件,结合围岩性质和图岩强度进行力学分析,对原有支护方式及支护参数进行优化设计,并对支护后的巷道顶底板和两帮位移量进行现场监测,对3102机运巷围岩支护控制技术进行了研究和分析,保证了矿井的安全高效生产.     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

平顶山矿区深部巷道围岩蝶形破坏机理及 控制对策

以平煤六矿戊二轨道上山为工程背景,通过理论分析、数值模拟和现场试验等方法,对巷道围岩变形和破坏特征展开深入研究,阐明了巷道围岩蝶形破坏机理:受工作面开采扰动的影响,临近巷道的围岩应力场重新分布,围岩主应力方向旋转使蝶形塑性区的方向发生改变,致使巷道顶底板和两帮中部塑性区的深度增加,极易发生"蝶叶"型冒顶、片帮和底鼓等灾害.基于蝶形破坏机理,有针对性地提出新支护方案,通过对比,在支护效果上,新支护方案比原支护方案有了明显的提升,基本满足巷道使用需求.     

软弱破碎回采巷道变形特征监测分析

破碎围岩巷道的变形与失稳行为很复杂,巷道围岩局部变形易引起破坏失稳,而理论计算得到的支护参数与工程实际相差甚远。基于现场调查,通过表面变形与深部离层规律综合监测,深入分析了复杂地质条件下松软破碎围岩局部变形与演化失稳机理。监测表明:巷道开采深度较大时,围岩变形情况比较复杂,煤层裂隙发育,巷道顶底板和两帮变形大;巷道积水造成底鼓时,因现有的支护方式不适应围岩非线性、大变形的要求,而必然导致支护失效。研究成果对回采巷道支护方案的选择具有重要的借鉴作用,为工程防灾和减灾提供了科学依据。     

大倾角煤层回采巷道断面适应性

基于大倾角煤层回采巷道围岩应力显现规律,采用数值分析方法对不同类型断面巷道的围岩塑性区及应力非对称分布特征进行研究,并建立异形断面巷道围岩破坏力学模型,确定其合理的支护方式.结果表明,大倾角煤层回采巷道围岩塑性区沿煤层倾斜方向演化,顶底板破坏深度大于两帮,且两帮破坏程度差异大;巷道断面形状不同,导致巷道围岩应力集中程度、塑性区及变形量等有很大差异;拱形巷道围岩变形适应性好,异形巷道两侧的顶角煤易发生剪切破坏,但考虑回采巷道掘进、设备运行及服务年限等需求,常用异形巷道;采用"锚网+钢带+锚索"的支护形式,加强异形巷道顶板帮及坡顶煤的支护,满足支护阻力大于F1和F2,可明显减少巷道围岩变形,保持巷道的稳定性.     

南屯煤矿深部沿空巷道耦合支护技术

通过研究,确定了南屯煤矿九采区93|02综放工作面沿空回采巷道围岩为高应力节理化复合型(HJ型)软岩,根据巷道围岩变形力学机制及其转化对策,确定了锚网索耦合支护设计方案,即采用破底板掘进和超前支护优化围岩结构,采用直墙圆拱形巷道断面优化围岩受力状态,锚杆为直径22 mm,长2 500 mm的螺纹钢锚杆,间排距800 mm ×500 mm,配合钢筋网及复合托盘,锚索长度为6 800 mm,排距2 000 mm.工程应用表明,巷道掘进期间围岩基本没有变形,工作面回采期间,顶底板变形量累计456 mm,两帮相对移近量累计518 mm,能够实现深部松软厚煤层沿空巷道围岩稳定性的有效控制,为工作面的安全高效生产创造了条件.     

渗水弱化薄页岩层交岔点支护技术

针对彭庄煤矿巷道围岩节理、裂隙发育,特别是薄页岩层受水浸蚀后,岩层软化严重的复杂地质条件,在富含地下水的层理、节理、裂隙发育的粉细砂岩互层中构筑大断面的交岔点,提出采用锚索施加较大预应力,限制巷道围岩离层,然后采用内注浆锚杆进行注浆赶水和加固围岩的方案。并对交岔点围岩收敛变形进行了长期的监测,监测结果表明交岔点两帮和顶底板的总变形量依次为24 mm和30 mm,这说明交岔点采用高强锚杆、锚索、锚注的联合支护方案,有效地封堵了围岩裂隙水,提高了岩石抗压强度以及岩体的整体性和承载能力,实现了大型交岔点围岩和支护结构的长期稳定。     

软弱破碎围岩运输巷道变形机理及修复支护

为解决井下软弱破碎围岩巷道的支护问题,以巴鲁巴铜矿580 m水平运输巷道为研究对象,对巷道稳定性进行监测,分析巷道的变形特征及其影响因素,认为应力集中、围岩软弱破碎、支护强度低以及水的影响是巷道变形的主要影响因素。对巷道变形机理进行研究,建立巷道力学模型,在此基础上结合现场实际提出"钢拱架+长锚索"联合支护方案。使用FLAC3D对修复前后巷道稳定性进行模拟分析。研究结果表明:修复后巷道应力集中区域远离巷道表面,巷道围岩塑性区域面积下降40%。对巷道进行修复并对其稳定性进行监测,60 d内巷道两帮最大收敛变形量为39 mm、顶板最大下沉量为50 mm,没有明显的底鼓发生,巷道变形得到有效控制。     

弱胶结软岩巷道稳定性影响因素数值模拟研究

为研究影响弱胶结软岩巷道围岩稳定性的因素,以宁夏榆树井煤矿11801工作面顺槽为工程背景,采用FLAC3D程序,对弹性模量、内摩擦角、粘聚力、地应力、侧压系数及支护阻力对围岩位移的影响规律进行数值模拟。研究表明:弹性模量和粘聚力的变化对巷道围岩变形量的改变有显著的影响,而内摩擦角的影响与前两者相比较小,且一定范围内,弹性模量和粘聚力的变化对巷道顶底板收敛量的影响大于对两帮收敛量的影响,而内摩擦角的变化致使巷道四周围岩变形非对称的特征不明显;垂直应力和侧压系数的改变对顶底板围岩位移量的影响较大,对两帮的影响相对较小,侧压系数的大小是影响围岩变形的关键;较高的支护阻力能够迅速降低围岩的变形量,尤其是顶底板的位移量。研究成果可为巷道支护设计,围岩控制等工程实践提供依据。