高应力深部软岩巷道支护方案设计及其数值模拟分析

基于岩体破坏准则和Hoek-Brown曲线分析了软岩巷道围岩的受力特征。结合山脚树煤矿的实例,选择中空注浆锚索巷道支护方案,模拟了高应力深部软岩巷道支护形式。研究结果表明:结合经济效益和支护效果,2.3m长的锚杆支护效果最好,且能节约巷道围岩支护的成本。同时随着巷道支护锚杆的长度逐步减小,深部高应力软岩巷道的最大竖向位移和变形也在逐渐增加。     

高强锚杆在深部煤矿巷道支护中的应用

根据深部软岩条件下煤矿巷道锚杆支护效果不理想的情况，分析认为调整锚杆预紧力的大小是改善支护效果的有效方法。通过在具体支护中对螺纹钢锚杆、淮北预紧力锚杆、高预紧力锚杆进行对比试验，采用高预紧力锚杆支护有效地控制住了深部巷道围岩的变形，同时具有较好的经济效益。     

煤矿软岩巷道耦合支护技术研究

通过对软岩巷道变形破坏机理的研究,指出其破坏主要是由于支护体力学特性与围岩力学特性在强度、刚度以及结构上出现不耦合所造成的,并且首先从关键部位开始,进而导致整个支护系统的失稳.在此基础上,通过对锚杆围岩、锚网围岩以及锚索关键部位耦合支护作用的分析,提出了煤矿软岩巷道耦合支护技术,并给出了具体实施和判断方法.实践证明,该技术可以有效地解决煤矿软岩巷道支护问题.     

深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC~(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

深部高应力软岩巷道耦合支护效应研究及应用EI北大核心CSCD

巷道要经历开挖前稳定、开挖扰动、支护稳定或再破坏的演化过程,巷道稳定状态受原岩应力场-开挖扰动应力场-支护应力场相互作用的影响。采用FLAC^(3D)分析了不同预紧力与间排距条件下锚杆、锚索产生的围岩支护应力场的分布特征,定义了围岩应力扩大系数k来表征围岩应力的扩散效果,揭示了锚杆、锚索预紧力耦合支护效应。针对朱集西矿深部巷道特征与地质条件,提出了锚网索喷+U型钢支架+注浆+底板锚注分步联合支护技术方案,开展了三维相似材料模型试验,验证了该支护技术方案的合理性与可行性,揭示了深部高应力软岩巷道围岩变形破坏与支护结构受力演化规律,并成功应用于工程实践,解决了深部高应力软岩巷道支护难题。监测结果表明,该联合支护方案有效地控制了深部高应力软岩巷道围岩大变形与底臌,保证了巷道围岩与支护结构的长期稳定及安全。     

软岩条件下锚注加固锚杆布置参数与注浆浆液参数的确定

结合软岩巷道支护的基本原则和锚杆加固的压力拱理论,介绍了软岩巷道全断面锚注加固,并结合实际研究了锚杆加固中锚杆的布置参数和注浆参数。     

深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控制

针对深部破碎软岩巷道围岩稳定性控制难题,以邢东矿-980车场巷道为研究对象,采用现场调研、数值模拟、井下试验及现场观测等方法分析围岩变形破坏特征,揭示其破坏机制,针对性地提出了以高强锚杆密集支护、新型喷层结构护表、滞后注浆加固为主体的多层次锚喷网注联合支护系统,详细阐明了具体支护措施的围岩控制机制,并用数值方法分析了锚杆间距、喷层厚度对于围岩应力场和位移场的影响规律。研究表明：（1）随着锚杆间距减小（0.7 m→0.3 m）,锚杆承压拱和喷层结构的承载能力呈幂函数增长趋势,锚固区围岩压应力呈线性增长趋势,围岩变形量明显降低;（2）随着喷层厚度增大,喷层结构承载能力近似线性增长,锚固区围岩压应力亦呈增长趋势,各部位围岩位移量显著降低;（3）当喷层厚度达到200 mm时,非锚固区内围岩大部分处于压应力状态,拉应力区大幅减少。基于上述研究,结合现场地质、生产条件确定试验巷道围岩支护方案,并进行现场应用。工程实践表明,多层次锚喷网注联合支护技术可有效控制深井破碎软岩巷道围岩大变形,实现深井巷道围岩的稳定性控制。     

软岩巷道围岩流变大变形有限元计算方法

本文针对软岩工程中围岩流变大变形问题，以有限变形力学理论为依据，采用更新拖带坐标法编制非线性大变形有限元计算程序，对软岩巷道流变大变形问题进行了数值模拟计算。在计算中，选用了适合描述软岩流变大变形的物性方程，并考虑了锚杆和拱两种支护方式。结合表明，本文采用的理论和计算方法合理，计算程序具有精度高、收敛速度快等优点，展示了良好的应用前景。     

白马矿强膨胀性软岩巷道稳定性控制研究

运用地质工程观，从巷道围岩的工程地质研究入手，探讨了白马矿软岩巷道工程失稳破坏的原因。进而运用岩巷道支护理论，采用预留刚柔层技术，充分发挥这种膨胀性软岩的支撑潜力，降低工程造价，确保巷道确定。     

软岩巷道顶、帮、底全支全让O型控制力学模型及工程实践

软弱岩体的阶段性、持续性流变,导致软岩巷道围岩深度破坏和支护失效。软岩巷道顶、帮、底三者在围岩系统稳定过程中所起的作用不同,软岩巷道围岩稳定性控制应做到整体性和协调性支护。在分析巷道顶、帮、底相互作用效应基础上,针对软岩巷道强流变四周均表现出大变形的破坏特征,提出了全断面、全支全让O型封闭控制的支护原理。该原理强调,开挖初期就应对软岩巷道顶、帮、底全断面进行强力支护,同时全断面又适时让压,在高阻支护力作用下又能适当释放围岩应力,达到对软岩巷道的整体性和协调性控制。通过力学模型对软岩巷道围岩塑性区范围和表面位移与支护力的作用关系进行了分析计算,得出巷道围岩变形破坏与支护力呈负相关关系。工程实践表明,采用该支护原理有效控制了深部软岩巷道的大变形。研究成果对类似工程实践具有一定的参考借鉴价值。     

深部软岩巷道锚注支护数值模拟研究

采用大型有限元数值模拟软件ANSYS,对深部软岩巷道锚注支护前后围岩变形破坏规律进行了数值模拟,对锚注支护前后围岩的应力、位移及塑性区的变化情况等进行了系统分析,结果表明,锚注支护显著提高了围岩的强度和承载能力,有效地控制了深部软岩巷道的损伤变形。     

急倾斜软硬互层巷道变形破坏机制及支护技术研究

针对急倾斜软硬互层巷道围岩大变形控制难题,采用现场试验、理论分析和数值仿真等多种手段,研究急倾斜巷道围岩变形破坏机制,研究结果表明：急倾斜软硬互层巷道的变形与破坏具有非对称性,偏压作用明显,呈现顶板下滑,底板臌起的相互错动变形特征,底臌严重且易片帮冒顶。巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位受侧向约束小,因而剪切滑移变形较大,是产生非对称变形破坏的关键部位;下帮围岩变形破坏较上帮更为严重。基于急倾斜巷道的变形破坏特点,提出在锚- 网-索耦合支护的基础上利用锚索、底角锚杆等对产生差异变形破坏的关键部位进行加强支护的方法,巷道大变形得到了有效控制。     

煤矿巷道锚杆支护的参数优化

目前煤矿巷道锚杆支护设计尚存在不足,造成锚杆锚固能力未能充分发挥,支护材料浪费和支护成本偏高。基于围岩与锚杆共同作用原理,通过锚杆受力监测,对锚杆支护参数进行设计,有助于充分发挥锚杆支护的优越性。针对陕西某煤矿巷道条件,通过计算和锚杆受力监测,调整锚杆参数的方法,进行锚杆支护参数设计,实现锚杆支护的参数优化。应用结果表明利用这一方法能够准确、快速地得到锚杆的支护参数,充分发挥了支护锚杆的承载能力,实现了支护优化。本文工作对改进煤矿巷道支护设计具有一定的实际意义和工程价值。     

深部岩巷分区破裂围岩稳定性控制方法及应用

深部高地应力岩巷开挖后围岩内出现分区破裂现象,采用传统的原设计方案巷道稳定性差。根据巷道围岩变形破坏的现场监测结果,经过理论分析和支护试验,提出了“提高法向约束、锚杆增韧止裂、协调耦合支护、应力内部转移、分区充填注浆、增强围岩强度”的锚注一体化综合控制方法理念。并提出了相对应的综合支护技术,即首先采用高预紧力超强锚杆及时支护围岩,锚杆的长度和数量分别由监测结果和分区支护能量判据确定;其次采用高强锚索让压梁支护巷道顶板,实现锚杆、锚索的协调耦合支护和围岩应力内部转移;最后采用中空分段螺旋式注浆技术进行滞后加固。最后针对监测巷道采用锚注一体化综合控制方法和技术进行了支护优化设计并进行现场支护试验,监测结果表明,优化支护的巷道稳定性良好。     

高应力大断面煤巷锚杆索桁架系统试验研究

高应力构造区大断面煤巷围岩控制技术是煤矿巷道工程中亟需研究的问题之一。以峰峰集团新三矿废矸充填复杂困难煤巷为典型研究对象,综合现场调研和数值模拟分析结果得出高应力作用下大断面煤巷变形破坏特征,提出一种基于“索-拱”结构为核心的高应力煤巷围岩控制系统-锚杆索桁架,分析该支护系统基本结构,设计流程及支护预应力场分布特征,在新三矿某一置换煤巷开展工业性试验,研究结果表明,新型支护系统结构稳定,巷道围岩控制效果良好,对类似困难巷道支护具有一定的理论和实用参考价值。     

煤巷弱胶结顶板稳定性分析与变形控制技术

煤层顶板为弱胶结岩体时稳定性差,常在煤炭回采过程中或巷道掘进时发生大变形或失稳等现象,维护难度较大。针对煤巷弱胶结粉砂岩顶板力学特征与变形控制等问题,以广西林场煤矿煤巷弱胶结粉砂岩顶板支护工程为工程背景,采用现场调研、实验室试验、理论分析等方法进行研究。通过现场调研,发现研究巷道有顶板岩层自承能力差、受水环境影响、支护结构失效率高、底板受水影响底鼓量大、受采动影响等特征;顶板岩石点荷载试验表明,其单轴抗压强度仅为1.9～ 2.3 MPa,采用电镜扫描发现,弱胶结粉砂岩以粗粒矿物为骨架;在普氏理论的基础上,推导了巷道顶板和两帮承压极限表达式,提出了提高巷道围岩整体强度和承载能力、确定合理的锚杆支护参数、顶板设计锚索加强支护等弱胶结巷道围岩控制要点。依据试验分析与理论研究成果,提出了以注浆加固为基础,锚杆和锚索联合支护的控制方案,并在林场煤矿进行了工业性试验。现场监测数据表明,设计的支护方案可以有效地控制煤巷弱胶结粉砂岩顶板变形。     

深部构造应力区煤巷肩角锚杆破断机制及控制

针对深部构造应力作用下煤巷“肩角锚杆破断”问题,建立肩角锚杆力学分析模型,分析煤帮沿顶板滑移对锚杆的作用,得到肩角锚杆的受力、变形特征,揭示深部构造应力区煤巷肩角锚杆破断机制,即在煤帮沿顶板的滑移剪切力作用下,杆体发生弯曲变形,且构造应力越大,弯曲变形越严重;肩角锚杆在煤岩层交界面处受到的剪力最大,而使得锚杆在交界面处易被剪断。针对深部构造应力区煤巷肩角锚杆破断问题,提出“控让耦合支护”围岩控制技术,并成功应用于工程实践。     

Coal Mine Roadway Stability in Soft Rock: A Case Study

Roadway instability has always been a major concern in deep underground coal mines where the surrounding rock strata and coal seams are weak and the in situ stresses are high. Under the high overburden and tectonic stresses, roadways could collapse or experience excessive deformation, which not only endangers mining personnel but could also reduce the functionality of the roadway and halt production. This paper describes a case study on the stability of roadways in an underground coal mine in Shanxi Province, China. The mine was using a longwall method to extract coal at a depth of approximately 350 m. Both the coal seam and surrounding rock strata were extremely weak and vulnerable to weathering. Large roadway deformation and severe roadway instabilities had been experienced in the past, hence, an investigation of the roadway failure mechanism and new support designs were needed. This study started with an in situ stress measurement programme to determine the stress orientation and magnitude in the mine. It was found that the major horizontal stress was more than twice the vertical stress in the East–West direction, perpendicular to the gateroads of the longwall panel. The high horizontal stresses and low strength of coal and surrounding rock strata were the main causes of roadway instabilities. Detailed numerical modeling was conducted to evaluate the roadway stability and deformation under different roof support scenarios. Based on the modeling results, a new roadway support design was proposed, which included an optimal cable/bolt arrangement, full length grouting, and high pre-tensioning of bolts and cables. It was expected the new design could reduce the roadway deformation by 50 %. A field experiment using the new support design was carried out by the mine in a 100 m long roadway section. Detailed extensometry and stress monitorings were conducted in the experimental roadway section as well as sections using the old support design. The experimental section produced a much better roadway profile than the previous roadway sections. The monitoring data indicated that the roadway deformation in the experimental section was at least 40–50 % less than the previous sections. This case study demonstrated that through careful investigation and optimal support design, roadway stability in soft rock conditions can be significantly improved.     

大采高碎裂煤巷软弱围岩控制优化研究

为解决谢桥煤矿1232(3)工作面回风巷道围岩控制的技术难题与经济合理性问题,运用正交实验方法,以巷道两帮与顶底板收敛量为指标,对不同因素不同水平的正交实验数据进行极差分析,得出锚杆直径与间排距为影响回风巷道围岩控制效果的主要敏感因素。同时,选定技术与经济指标,通过分析各关键因素对围岩控制效果的影响情况得出2组局部优化方案,并借助灰色关联分析方法对不同方案进行综合分析和决策,得出最终优化方案。现场实际应用表明,支护参数优化后巷道围岩变形得到有效控制,技术经济效益显著。