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.     

大断面拱形巷道综掘掘支作业合理空顶距探讨

为提高干河煤矿三采区辅助运输巷综掘机掘支作业效率,保证支护效果,通过建立巷道空顶区顶板力学模型,对合理的空顶距进行理论分析,结合现场实际情况确定4.8 m的空顶距,并通过FLAC3D软件研究4.8 m空顶距条件下巷道掘进期间和掘进稳定后围岩的稳定性。发现该条件下巷道浅部围岩虽有所破坏,但其破坏深度与围岩承受应力均在控制范围内,可满足巷道安全掘进要求。研究结果现场应用后该巷道从掘进至稳定围岩变形量均控制在有效范围内,即4.8 m空顶区长度合理。     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

综放工作面过斜交空巷超前支护方案

针对9102综放面过空巷支架—围岩稳定性控制难题,运用现场实测、数值模拟及分析等研究方法,探析了空巷距采场不同距离条件下的围岩松动破坏状况,制定了空巷超前支护方案、端面煤岩体控制等措施。实践表明,实施空巷超前支护后,空巷顶帮位移量、端面冒顶片帮程度等均得到了有效控制,较好地保障了工作面过空巷时的支架—围岩稳定性,实现了安全高效生产。     

综放工作面过空巷阻燃PVC混凝土柱支护技术研究及应用#br# #br#

为了预防综放工作面过平行和斜交空巷时出现冒顶压架事故,以漳村煤矿采区煤柱回收过空巷群为研究对象,采用FLAC3D对阻燃PVC混凝土柱支护过空巷柱净距进行优化,分析了空巷围岩应力、位移及塑性区分布特征。结果表明：综合考虑安全、成本和施工等因素,阻燃PVC混凝土柱净距为2m时相对较优|随着工作面向空巷不断推进,顶底板移近量先增大后趋于稳定|围岩垂直应力整体呈先增大后减小的趋势。阻燃PVC混凝土柱支护后,空巷围岩塑性区范围显著减小,塑性区主要分布在巷道顶部及靠近工作面一侧|同时,围岩应力向阻燃PVC混凝土柱转移,顶底板移近量显著减小,最大值为129mm,较支护前减小了70%。     

底抽巷快速掘进支护关键参数研究

文章以李村煤矿3301进风底抽巷快速掘进为研究背景,利用FLAC~(3D)软件数值模拟的方法,对在1 m、1.5 m、2 m、2.5 m、3 m与3.5 m不同空顶距条件下巷道顶板应力影响规律、位移特征及锚杆、锚索在不同间排距下的预应力场进行研究,得出合理空顶距为3 m。锚杆间排距采用900 mm×1 500 mm布置、锚索间排距采用2 400 mm×3 000 mm及2-1-2布置方式,提出"掘二支二"的掘进工艺,现场实际应用结果表明,巷道围岩得到有效控制,掘进效率明显提高。     

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。     

小煤柱开采沿空掘巷围岩稳定性研究

水力压裂切顶卸压和煤柱注浆是小煤柱沿空掘巷围岩稳定性控制的重要手段。基于此,文章以三元煤业4306工作面回风巷道沿空掘巷为背景,建立了FLAC数值计算模型,对比分析了留设5 m小煤柱时采用切顶注浆、注浆不切顶、切顶不注浆和不切顶不注浆3种情况下,4306回风巷道的变形规律。研究表明：与不切顶不注浆方案相比,4306回风巷道顶底板最大移近量、煤柱帮最大水平位移、实体帮最大水平位移在切顶注浆、不切顶注浆和切顶不注浆方案下,分别降低了67%～83%、17%～83%和16%～17%.切顶注浆条件下巷道顶板、底板、实体帮围岩的塑性区破坏深度分别为3.0 m、1.0 m和3.0 m,该方案可以有效保证4306回风巷道的稳定。     

基于空顶理论的煤巷综掘支护参数优化研究

为研究巷道掘进期间围岩变形破坏规律及合理空顶距留设对巷道掘进效率的影响，以孟村矿地质条件为工程背景，采用理论计算和FLAC^3D数值模拟手段，提出适用于孟村矿4#煤层的合理空顶距留设距离和巷道支护参数优化方案；并基于数值模拟结果，讨论了不同支护方案下巷道围岩破坏情况和对掘进效率的影响。研究表明：巷道掘进期间，巷道围岩变形量相对较小；401104工作面运输巷在理想条件下的巷道掘进空顶距为3.14 m，综合孟村矿实际生产地质条件，空顶距取2 m。通过对现有支护参数进行优化，提出顶锚杆间排距为800 mm×1 000 mm，每排7根的支护方案，月进尺提高3.8倍，百米巷道支护耗材顶锚杆减少63.3%。采用优化后的支护方案可以节省支护时间，提高巷道掘进效率。     

巷道掘进空顶距确定的差分方法及其应用

提出了一种空顶距确定方法。该方法首先建立顶板稳定分析力学模型，然后采用差分法计算得到顶板应力分布规律与空顶距的关系，根据顶板应力与其抗压强度和抗拉强度关系判定顶板稳定性，在此基础上确定合理掘进空顶距。结合张双楼煤矿9802工作面回采巷道生产地质条件，应用该方法确定了巷道合理空顶距为6 m。在6 m大循环进尺掘进条件下采取2 m小循环内临时支护、高预紧力锚杆支护技术，现场应用效果表明，该方法有效控制了巷道围岩变形、提高了掘进速度。