“锚杆-锚索联合支护”在软岩巷道支护中的应用

本文以董东煤矿50101工作面运输巷道支护工程为例,结合锚杆-锚索联合支护的相关理论,采用FLAC3D非线性大变形程序对在软弱破碎围岩条件下的支护方案进行了数值模拟研究,结合现场实测巷道变形量,分析了锚索在联合支护过程中的破断原因,并提出了软岩巷道支护优化方案。

深部巷道锚杆-锚索联合支护效果实验分析

巷道支护对整个生产系统构成和安全及其重要,文章以兴明矿为研究对象,采用相似材料模拟的方法,对本矿井的锚杆-锚索联合支护效果进行模拟分析,以求验证的支护方案在现场应用可行。通过对实验过程中监测得到的巷道围岩位移和应力结果进行分析,得出:巷道围岩在刚开掘后会产生较为明显的位移变形,且位移速率较大,随着时间的推移,位移速率减小、位移趋于稳定,最终在巷道开掘第20 d左右,顶板与两帮的位移速率变为零。即可认为巷道围岩在开掘21 d后达到了新的应力平衡状态。

锚杆支护、锚杆-锚索协调支护、全断面短锚索支护的对比分析研究

2145底抽巷受2145下顺槽掘进影响,产生明显变形破坏,且变形有加剧趋势,为保巷道稳定性,采用FLAC3D软件以2145底抽巷为对象,对锚杆支护、锚杆-锚索联合支护、全断面短锚索支护进行对比分析。结果表明:采用全断面短锚索支护对巷道围岩的变形和塑性区的控制效果优于其他两种支护,可以满足生产需要;且锚索受力比较稳定,能确保巷道稳定性,保证矿井安全生产。

锚杆、锚杆锚索协调与短锚索支护数值模拟研究

仙泉煤矿集中胶带下山机头硐室受矿山压力的影响,变形严重,极易发生片帮及局部冒顶现象,支护较为困难,为确保巷道的稳定性,保证矿井安全生产,本文采用FLAC3D数值模拟软件以机头硐室为研究对象,对锚杆支护、锚杆-锚索联合支护和全断面短锚索支护在支护强度基本一致的情况下进行对比分析,结果表明:采用全断面短锚索支护对巷道围岩的变形和塑性区的控制效果优于其他两种支护,可以满足生产需要;且锚索受力比较稳定,能确保巷道的稳定性,保证矿井安全生产。

综放回采巷道锚杆锚索互补协同支护技术研究

以某矿综采放顶煤工作面运输巷道的支护为研究对象,采用理论分析、数值模拟分析综合性研究方法,对锚杆锚索之间的互补协同性进行研究,并在此基础上,提出该矿同一水平回采巷道的优化支护参数。研究结果表明:当顶锚杆长度为2.4 m、间排距为1 m×1 m、预紧力为60 k N、锚索长度为7.3 m、间排距为2 m×3 m、预紧力为150 k N时,锚杆锚索具有最好的互补协同性,此时也具有最好的支护效果。

大跨度全煤巷道锚网索动态耦合支护技术研究

文章以石炭井二矿21053工作面开切眼施工为背景,基于动态耦合设计思路,通过地质力学评估及FLAC^(3D)软件数值模拟的方法,优化比选支护设计参数,提出了适合大跨度矩形巷道的锚网索支护技术。经过工程实践验证,在切眼的掘进过程中,该支护体系有效控制了围岩的变形和破坏,巷道两帮和顶板位移量仅为147mm和86mm。锚杆载荷最大值为21kN,锚索受力为其破断力的50%左右,均具有较高的强度储备,满足了综放工作面的生产需要,为此类大跨度巷道施工提供了参考。

浅埋深薄基岩大采高综采工作面开切眼支护技术

为了解决浅埋深薄基岩大采高综采面开切眼支护参数不合理,支护系统效能不足的问题,以红柳林矿25206工作面开切眼为工程背景,采用现场监测、数值模拟、理论分析、现场实践等手段对开切眼支护系统进行研究。研究表明:开切眼原支护参数能够较好控制围岩变形,但存在支护强度过高,锚杆(索)未能达到其额定支护阻力的问题;基于锚杆(索)协同支护方法,建立锚杆基础支护,锚索补强支护协同支护系统,计算合理支护参数,并利用数值分析进行锚杆和锚索方案的合理性和可靠性验证,确定在预紧力取50 kN时,顶板锚杆长度2.6 m,间排距1200 mm×1200 mm,帮锚杆长度2.2 m,间排距1200 mm×1200 mm,锚索直径17.8 mm,长度6.0 m,能够较好控制巷道围岩变形;优化支护方案后,顶部锚杆最大支护阻力稳定值78 kN,帮部锚杆为65 k N,顶部锚索为118 k N,锚杆(索)支护阻力显著提升,支护效能明显提高。通过矿井支护优化研究,形成了一套较完善的支护体系。

软岩动压巷道“三锚”支护参数的正交优化设计

依据FLAC程序进行了锚杆、锚索和锚注支护参数的正交优化设计,确定了在受采动影响下的软岩巷道最优支护参数,同时分析了各种支护参数的特点,并对试验结果进行回归分析,求得了回归关系式;通过分析和计算,确定了受采动影响下底板软岩巷道合理的维护参数, 并分析了底板岩体的应力分布规律,对底板巷道的维护、修护及确定巷道的合理位置都提供了有价值的指导或参考。

康家滩矿8^#煤层回采巷道的支护优化

在对康家滩矿8#煤层破碎顶板条件下巷道支护存在问题进行总结分析的基础上,作了改进完善,提出适应巷道围岩赋存状况的回采巷道锚杆锚索联合支护技术参数.

三种支护方式支护效果的模拟对比分析

河南某矿2145底抽巷在已经产生明显变形的情况下,巷道仍然有进一步恶化的趋势,为了选择合理的支护方式,更好的保持巷道的整体稳定性,本文采用FLAC3D数值模拟软件对锚杆支护、锚杆-锚索联合支护和全断面短锚索支护在支护强度基本一致的情况下进行对比分析。结果表明:采用全断面短锚索支护对巷道围岩的变形和塑性区的控制效果优于其他两种支护,可以满足生产需要;且锚索受力比较稳定,说明锚索很好的控制了围岩的变形,确保了巷道的整体稳定性。

同忻矿8105回风巷支护技术研究

针对同忻矿8105大断面回风巷支护技术难题,本文采用了理论分析对大断面半煤岩巷围岩控制机理以及锚杆-锚索协同支护机理进行了分析,并提出支护方案;通过数值模拟研究了支护方案在巷道掘进时期以及工作面回采期间对围岩稳定性的控制效果,并最终通过现场实测对支护方案进行了验证,结果表明提出的支护方案能够对8105大断面回风巷围岩稳定性进行有效控制,能够满足工作面安全高效的回采要求。

顶板锚固支护条件下的采场结构参数优化研究

采场的结构参数直接影响采场的稳定性和技术经济指标。为进一步提升采场的生产能力,针对云南金厂河矿ZnV3矿体采用阶段空场嗣后充填采矿法开采,顶板破碎围岩采用预应力“锚杆-锚索-锚网”协同支护的现状,对Ⅱ步骤采场结构参数进行优化研究。基于薄板理论推导得出Ⅱ步骤矿房顶板三边简支一边固支条件下的最大拉应力表达式,结合协同支护机理,在18 m最大跨度下,矿房顶板中心x、y方向和固支边中点拉应力值分别为0.48 MPa、0.21 MPa和0.55 MPa,满足顶板稳定性的要求。采用FLAC3D软件构建采场支护模型,并进行模拟计算。模拟结果表明,在锚索的减跨作用下,顶板的最小主应力值总体分布在-0.5~0.5 MPa之间,与理论计算结果基本吻合,确定18 m跨度为Ⅱ步骤采场的最优跨度。与15 m跨度的原方案相比,18 m跨度的优化方案的损失率和贫化率分别增长了1.557%和0.433%,采切比降低了1.16 m/kt,进一步提高了采场的生产能力。根据优化方案开展了工业试验,在18 m跨度下,采场损失率、贫化率和采切比分别为12.4%、10.8%和5.7 m/kt,矿房顶板保持稳定,验证了优化方案的可行性。研究结果可为类似矿山提供参考。