快速掘进巷道空顶与围岩稳定数值模拟分析

采用数值模拟方法,分析在巷道综掘快速掘进过程中空顶条件下围岩稳定状态;通过对比不同空顶距条件下围岩位移量、应变状态分析,得出如下结论:空顶距超过4 m时,围岩位移量快速增加,而空顶距在3.2m时,围岩进入塑性松动状态.     

异形巷道空顶区围岩稳定性及关键影响因素分析

针对某矿5煤层异形回采巷道,基于薄板理论得到异形巷道空顶距计算公式,分析了不同因素对空顶距的影响规律及权重,并采用FLAC^3D数值模拟分析了不同因素对空顶区围岩变形特征及垂直应力分布的影响规律。研究结果表明：空顶区顶板的稳定性与抗拉强度、巷道半宽、顶板厚度、顶板倾斜角度、侧压系数及埋深有关,其中巷道宽度及薄板厚度是关键影响因素;根据5煤层地质条件,确定异型巷道的理论最大空顶距为3.653 m,考虑安全系数实际最大空顶距不超过3 m;数值模拟确定合理的支护强度及与巷道方向一致的最大水平应力分布方位,可为快速掘进提供有利条件。在3X51S掘进工作面进行现场应用,空顶距离达到2～3 m,一定程度上提高了掘进速度,且巷道稳定后最大位移不超100 mm,表明应用效果较好。     

掘进巷道围岩变形分析与空顶时间确定

为了确定干河煤矿三采区辅助运输巷掘进时合理的空顶时间,避免巷道支护不及时而导致周边围岩产生过大形变。通过理论分析得出空顶时间较长时顶底板移近量达498 mm,两帮移近量达512 mm。借助FLAC~(3D)分别对5 min、20 min、80 min空顶时长下巷道周边围岩的变形规律进行数值分析发现,将巷道的空顶时间控制在20 min以内,可以有效保证巷道周边围岩的稳定。现场应用结果表明,按照上述的空顶时间对巷道进行支护后,顶底板的最大移近量为80 mm,两帮最大移近量为100 mm,且未出现锚杆失效现象。     

首山一矿快速掘进巷道支护技术

针对平煤集团首山一矿深部巷道快速掘进条件下空顶距偏大、空顶时间长、巷道支护困难的问题,通过分析快速掘进下影响巷道围岩稳定性的主要因素,提出了联合主动支护的原则,经数值模拟计算,选择锚杆+肩锚索的巷道支护方式。理论与实践证明:实施锚杆锚索联合主动支护、缩短支护工序耗时可在保证巷道掘进速度的同时有效提高巷道围岩稳定性。     

破碎顶板条件下巷道掘进空顶距研究

为确定顶板破碎时的巷道掘进空顶距,提出了1种确定空顶距的试验方法,通过对巷道顶板采用特殊的支护方式,保证巷道顶板在短时间、小范围内处于自由状态,在此期间观察顶板表面变形及内部离层的情况,判断顶板稳定性,从而初步确定合理的掘进空顶距。根据设计的防护装置在建新矿4103工作面胶运顺槽进行了实践,并通过数值模拟验证一次掘进不同空顶距长度时巷道稳定性,最终得出巷道掘进空顶距合理数据,通过在建新矿的成功运用,大大提高了巷道掘进速度。     

基于连采施工工艺巷道掘进空顶距研究

 提出了一种确定空顶距的试验方法,通过对巷道顶板采用特殊的防护方式,保证巷道顶板在短时间、小范围内处于自由状态,在此期间观察顶板表面变形及内部破坏的情况,判断顶板稳定性,从而初步确定合理的掘进空顶距。根据自己设计的防护装置在察哈素煤矿3101工作面胶运顺槽进行了实践。然后通过数值模拟验证一次掘进不同空顶距长度时巷道稳定性,最终得出巷道掘进空顶距合理数据,并已成功运用于察哈素矿。     

大宁矿巷道掘进合理空顶距的研究

为了进一步研究全煤巷大断面围岩的稳定性，针对大宁矿在掘巷道的情况，采用薄板理论分析，确定了其巷道掘进的合理空顶距，为大宁煤矿煤巷围岩控制提供了理论依据；有利于大宁矿进一步发挥掘巷机械的效率，保证了安全生产。     

沿空巷道变形与基本顶断裂位置关系数值模拟

基于通用离散元程序UDEC数值模拟方法,结合试验工作面回风巷的生产地质条件和围岩力学参数,建立和围岩条件相似的数值模拟模型,研究复杂条件下小煤柱动压巷道围岩结构的变形特征,着重探讨基本顶的不同断裂位置对于窄煤柱动压巷道围岩变形的作用,为完善沿空巷道变形理论和小煤柱动压巷道锚注支护参数提供依据。     

梯形断面掘进巷道围岩稳定性数值模拟

针对埋深和断面对巷道围岩破坏这一煤矿安全的关键问题,通过对掘进巷道围岩的理论建模,分析了不同埋深梯形掘进巷道的围岩应力场和位移的变化规律,结果表明:随着埋深增加,无锚杆支护的巷道两侧会受到很大的应力而发生变形直至破坏,而锚杆支护后,可以明显降低围岩周围的应力,且巷道位移较小,不产生破坏。煤矿巷道开挖后,应立即进行锚杆支护,可以十分有效的控制巷道两侧围岩以及顶板和底板的变形,从而使巷道处于安全状态。     

巷道快速掘进空顶区顶板稳定性控制技术研究

为了有效控制平安煤业15105工作面巷道快速掘进空顶区顶板的变形破坏,通过对空顶区顶板破坏机理和变形失稳特征的研究,针对15105工作面运输巷具体情况,提出采用高预应力、大延伸率及高强度锚杆(索)的支护方案,并对巷道顶板下沉量和两帮移进量进行矿压监测。结果表明:巷道顶板累计下沉量为296 mm,两帮移进量为486 mm,空顶区在现有支护方式下顶板下沉量合理,满足安全高效生产的要求。     

高应力区域掘进巷道围岩稳定性分析

本文运用FLAC3D数值模拟软件对高应力区域巷道受力进行分析.以1209材料斜巷为工程背景,对其受采动影响造成巷道围岩变形情况进行初步探讨.改进支护方式,即巷道顶板采用锚杆锚索、两帮采用锚杆配合槽钢锚索支护,应用表明,巷道围岩处于稳定状态,围岩变形控制效果良好.     

复合顶板煤巷围岩变形数值模拟及支护研究

利用FLAC3D对复合顶板煤巷分别进行无支护和有支护条件的数值模拟。通过对无支护条件下的模拟过程及结果的分析,得出了围岩应力变化规律及巷道变形控制理论,提出了针对复合顶板煤层巷道的锚杆锚索联合支护方案,通过进一步的数值模拟分析,证明该方案具有良好的支护效果。此结果可以为复合顶板煤层巷道支护提供设计依据。     

裂隙岩体巷道围岩稳定性模拟研究

首先分析了某矿山的工程地质条件及构造裂隙分布情况,并对关键区域岩体结构进行研究。采用数值模拟手段研究了裂隙岩体在开挖及回采条件下的应力变化及围岩变形规律,分析得到不同采掘阶段无底柱分段崩落法对裂隙岩体围岩稳定性的影响。     

掘进巷道周围煤体渗透率演化过程数值模拟

煤岩体的渗透率对煤岩体和瓦斯所构成耦合系统的稳定性起着不可忽视的作用,进行掘进巷道周围岩体渗透率演化过程模拟研究对降低巷道掘进过程中煤与瓦斯突出事故发生率有一定意义。根据线性多孔弹性介质基本规律,建立渗透率和孔隙率动态方程;以岩体力学、渗流理论、传热学及热-流-固耦合理论为基础,建立含瓦斯煤层的热-流-固动态耦合模型。结合Comsol Multiphics和MATLAB对模型进行模拟,得出掘进巷道周围煤岩渗透率的演化过程,发现应力变化对渗透率变化的影响较大;在温度的影响作用下,渗透率演化规律和流-固耦合模型下渗透率演化规律有一定差异性。     

骑跨采动压巷道围岩稳定性数值模拟研究

当煤层工作面推进方向与底板岩石大巷走向一致时,大巷围岩将长期受上部煤层回采时的采动影响.相对于其它跨采巷道,骑跨采巷道围岩的应力与变形相对较复杂.借助弹塑性理论,运用岩土数值模拟软件FLAC3D,分析骑跨采巷道围岩的应力、变形、塑性区分布的一般特征.可为骑跨采动压巷道的修复及加固设计提供理论依据.     

基于流固耦合理论的富水巷道稳定性数值模拟

为了研究流固耦合应力场对富水巷道稳定性的影响,运用FLAC3D数值模拟软件,建立了富水巷道计算模型,从围岩的位移、塑性区的大小分布情况2个方面分析了渗流对不同等级围岩稳定性的影响,并以变形破坏最严重的巷道为例进行了支护设计,验证了锚注联合支护技术对富水岩层巷道加固的有效性和合理性。     

复合顶板煤巷围岩稳定性分析与支护技术

针对西南某煤矿采区巷道顶板为复合顶板,两帮强度低,传统架棚支护难以控制围岩变形量大这一问题,采用数值模拟的方法,系统分析研究了复合顶板巷道围岩稳定机理,得出复合顶板煤巷两帮及顶板浅部以及围岩深部破坏形式为拉剪混合破坏,巷道顶板浅部破坏形式主要为拉破坏,而锚杆的作用可明显减少巷道围岩深部以及两帮浅部的拉剪破坏,增强了巷道稳定性。结合工作面的实际地质概况,确定了巷道的支护参数,并进行了工业性试验,证明了所提出的支护参数有效约束了围岩变形,验证了研究成果的合理性和可靠性。