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.     

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.     

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。     

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。     

采空区侧及空巷区掘进巷道围岩控制方案分析

为解决回采巷道在采空区侧及空巷区掘进时,围岩松散破碎,变形量大,顶板岩石随掘随冒,巷道支护困难等问题,以3109运输顺槽为例,通过技术研究,提出了回采巷道空巷冒落区地段的支护方案,较好地解决了巷道过空巷区的安全问题。     

沿空动压巷道围岩稳定性模拟研究

针对综放沿空动压巷道围岩稳定性进行了模拟研究,分析了沿空动压巷道围岩受邻近工作面回采全过程下位移场、应力场及塑性区的分布特征和变化规律。研究结果对制定沿空动压巷道围岩的控制对策起到了指导作用。     

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。     

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。     

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。     

沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素研究

为了研究沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素,采用理论研究、数值模拟和现场实测相结合的方法,研究了沿空动压巷道围岩结构分类、沿空动压巷道围岩变形破坏特征以及围岩变形破坏影响因素。研究得出:巷道围岩层位的物理力学性质与护巷煤柱侧开挖空间的差异,把沿空动压巷道分为8个类型;围岩破坏主要集中在岩性较弱的巷道顶板以及护巷煤柱侧;影响巷道稳定性的主要因素有巷道开挖顺序与布置、构造应力、巷道支护、两次动压。研究对沿空动压巷道在采动影响下的围岩控制技术和破坏失稳机理提供了技术支持。     

受动压影响巷道围岩稳定性浅析

分析了静压及动压作用下巷道围岩的稳定性特点 ,并论述了动压作用下巷道围岩控制原理与技术。     

沿空送巷在软岩地区存在问题浅析

针对沿空送巷在软岩地区存在的几个问题 ,提出解决措施 ,找到解决问题的最佳办法 ,使沿空送巷技术得到全面推广。     

露天边坡下采区大巷围岩稳定性研究

露天边坡下布置大巷及其围岩稳定性研究,是露井联采必须解决的技术问题。本文以平朔矿区典型的露井联采矿井——安家岭二号井为分析对象,采用现场观测、数值模拟等手段,对安家岭露天矿北帮下布置的4#煤二采区三条采区大巷围岩稳定性进行研究,得出了大巷围岩变形破坏的主应力为水平主应力,大巷变形破坏以平行工作面方向的巷道变形破坏为主,大巷破坏顺序是先里后外的递进过程,大巷围岩破坏特征是帮破坏为主。同时研究表明,工作面停采线是决定大巷围岩稳定的关键因素。     

急倾斜煤层充填开采区段平巷围岩稳定性模拟研究

基于龙湖煤矿的水文地质和开采技术条件,采用离散元数值计算软件Udec2D,分析了急倾斜煤层仰斜开采在采空区不充填、部分充填和整体充填不同顶板控制方式下,以及不同充填体强度对区段运输平巷围岩稳定性的影响,研究表明:采空区不进行充填,区段平巷变形最大;部分充填和整体充填均随着充填体强度的增加,区段平巷变形呈降低趋势,且整体充填顶板控制效果显著高于部分充填.同时,整体充填效果优于部分充填.现场实测和数值模拟结果基本相符.     

影响深部巷道稳定性因素分析

深井巷道围岩随着开采深度的增加其稳定性也发生了变化。文中进行了深井巷道围岩稳定性的分析,认为影响深井巷道围岩稳定性的3个主要因素是围岩性质、采深和支承压力,得到了根据围岩性质、采深和支撑压力来控制巷道稳定性的结论。     

深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制

通过对深部岩巷开挖后围岩应力演化特征、变形破坏规律的分析,揭示了深井岩巷围岩稳定性控制机理.由此提出了深部巷道锚网索刚柔耦合及围岩整体注浆加固支护技术,即在高强度、高预应力锚杆支护的基础上,适时实施锚索关键部位加强耦合支护及围岩注浆加固和底板超挖锚注回填,并在施工过程中通过反馈信息进行参数优化.工程实践表明,该技术能够较好地控制深部岩巷围岩变形.     

高地压巷道动力显现区域围岩稳定性的钻孔窥视分析及对策

针对高地压作用下小庄煤矿40204运输巷在工作面超前区域的动力显现问题,采用钻孔电视成像仪对该区域内8个巷道断面进行了钻孔窥视探测,研究裂隙在顶板、煤柱帮和实体煤帮内的发育程度及分布规律,进而分析该区域巷道围岩的稳定性。根据研究结果,采取加强支护及煤体卸压措施,降低围岩局部应力集中,保持支护结构完整。研究表明,工作面超前60m范围内围岩裂隙较为发育,支护损伤较大,稳定性较低。在工作面超前区域内,区段煤柱帮的裂隙比实体煤帮更为发育,稳定性相对较低;工作面超前区域顶板离层较为严重,需要加强顶板支护强度,以保障巷道顶板的稳定性。依据钻孔窥视结果,采用锚索配合槽钢补强支护及煤体爆破卸压措施;经过钻屑法检验,上述措施有效降低了巷道冲击危险性。     

软岩巷道围岩稳定机理与支护技术研究

通过对软岩的力学属性、软岩巷道的变形特点和支护原理等理论的研究,阐述了煤矿软岩巷道在大变形下的支护方案。在分析和总结煤矿软岩巷道支护常用支护技术的基础上,提出高强度锚杆、锚注支护及联合支护将成为软岩巷道支护新的发展形式。