宏泰煤矿回采巷道支护方案优化的FLAC~(3D)数值模拟分析

宏泰煤矿26B~#煤层回采巷道原采用的支护方案为顶板布置2排φ18 mm螺纹钢锚杆,锚杆长度为1.6 m,间排距为1 m,巷道底板和两帮不支护。经现场调查分析,在矿山压力作用下,巷道顶板上方出现了裂隙和离层现象,并且巷道顶底板移近量明显。为确保巷道稳定,对原支护方案进行了优化,即对巷道顶板较完整的区域采用螺纹钢锚杆进行支护,对顶板较破碎的区域采用锚索支护。为有效确定巷道顶板锚杆、锚索的布置形式及相关支护参数,采用FLAC~(3D)软件构建了数值模型,分别进行了围岩位移场、围岩应力场以及围岩塑性区的数值模拟分析。结合数值模拟结果确定的优化支护方案为:巷道顶板布置3排锚杆,锚杆长度1.8 m,间排距为0.8 m;当巷道顶板较破碎时,顶板布置2排锚杆和1排锚索,锚杆锚索的间排距均为0.8 m,锚索长度视巷道围岩稳定性情况而定。该方案可供类似矿山回采巷道有效支护提供可靠依据。     

复合顶板大跨度开切眼联合支护技术研究

为解决大跨度复合顶板开切眼顶板破碎、两帮收敛严重、支护困难等问题,以邱集煤矿1102工作面开切眼为研究对象,基于压力拱理论对巷道围岩变形规律进行分析。计算得出1102工作面开切眼压力拱的拱高为3.77m,两帮破坏范围为2.26m,并对支护参数进行设计,确定掘进过程中使用"吊环吊梁+顶锚索+帮锚杆+金属网"联合支护形式。最后,通过数值模拟计算得到,开切眼顶板、底板和两帮的最终收敛量分别为39.65,16.89,35.40mm,顶锚索和帮锚杆均未发生断裂现象。数值模拟结果和实践证明,该支护方案能够较好地控制复合顶板大跨度开切眼的围岩收敛,使顶板和巷帮处于稳定状态。     

锦丰金矿深部巷道中空注浆锚杆支护参数优化研究

为提高锦丰金矿00^#水平巷道支护效率，提出采用中空注浆锚杆进行支护，运用FLAC3D数值模拟方法，以锚杆直径、长度及间排距作为研究参数，从降低巷道表面位移量、塑性区体积、围岩应力及节约经济成本等方面考虑最优支护参数。研究结果表明：原支护参数下，管缝式锚杆支护效果比中空注浆锚杆差，巷道塑性破坏区域范围广，塑性区体积为8668.8 m³;中空注浆锚杆最优参数锚杆直径为32 mm,长度为1.8 m,间排距为900 mm,优化后，巷道两帮移近量为174 mm,较原支护降低51.1%;顶底板移近量为144 mm,较原支护降低23.9%;巷道垂直应力较原支护降低13.2%,整体应力水平呈降低趋势；塑性区体积为3553.5 m³,较原支护缩小59%,塑性破坏范围明显减小。现场监测结果显示新支护方案支护效果良好，可在更短时间内使巷道围岩体达到稳定状态。     

甘庄煤矿高应力巷道锚杆支护参数优化与应用

针对甘庄煤矿高应力巷道原锚杆支护效果不理想的情况,采用煤岩物理力学实验和数值模拟计算等方法,开展锚杆支护参数的优化。通过对不同锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度、锚索间排距的模拟支护效果分析,得出支护方案优化参数:锚杆间排距为900 mm×900 mm、直径为22 mm、长度为2.2 m,锚索间排距为2 000 mm×900 mm。将优化的支护方案进行现场试验,实测表明,巷道顶底板位移量下降了44.1%,两帮位移量下降了41.9%,优化后的锚杆支护系统可以更有效地控制巷道围岩变形,改善了支护效果。     

红山煤业S01轨道巷顶板围岩控制技术研究与应用

为保障S01轨道巷顶板围岩的稳定,采用FLAC~(3D)数值模拟软件进行锚杆索支护参数分析,根据数值模拟结果得出,顶板锚杆合理的间距和排距分别为700 mm和800 mm,帮部锚杆的合理间距和排距同顶板,顶板锚索的合理布置方式为"2-1-2",根据顶板巷道的具体特征,结合锚杆索支护参数的模拟结果具体进行支护方案设计,并在巷道掘进期间进行围岩变形监测分析。结果表明,巷道掘进期间,围岩在现有支护方案下顶板最大下沉量和两帮最大收敛量分别为15 mm和28 mm,围岩处于稳定状态。     

过断层破碎带巷道围岩控制技术研究

针对巷道穿越断层构造区支护失效、局部顶板冒落、片帮等问题,以兖矿集团鲍店煤矿7304胶带顺槽为工程背景,根据巷道变形破坏特征和破坏原因,提出了“双壳刚柔耦合”注浆支护技术,对原支护技术方案进行了优化设计,通过数值模拟和现场试验验证了优化支护方案的可行性。结果表明,采用优化支护方案后,巷道顶底板最大移近量和两帮最大收敛分别为105.5 mm、121.8 mm,顶板离层量变化幅度在6 mm以内,有效提高了巷道围岩的稳定性。     

采空区下巷道锚杆支护参数优化数值模拟分析

为研究采空区下布置巷道围岩的控制技术,以厚煤层采空区下布置的2311工作面巷道支护参数选择为背景,采用数值模拟技术,利用正交试验,建立了27组锚杆支护巷道围岩力学模型,分析了不同支护参数与巷道围岩变形之间的关系,确定了最优巷道锚杆支护参数方案。结果表明:基于极差分析,影响巷道顶底板变形的最大因素包括帮与顶锚杆间距、帮与顶锚杆排距,其中帮锚杆长度、帮锚杆间距、间排距等三个因素对巷道两帮的变形影响最大;基于灰色模糊理论,确定锚杆间排距0. 7 m、锚杆直径18 mm、顶锚杆长2. 6 m和帮锚杆长2. 4 m为最优支护参数方案。模拟结果为现场巷道围岩控制提供了理论基础。     

多次采动影响下巷道支护技术优化研究

针对巷道受采动影响下围岩变形量增大,留设顶煤下支护难度大等技术难题,根据东滩矿6306工作面井下实际地质条件,结合巷道围岩物理力学参数,在原有支护方案的基础上提出了锚杆（索）非对称支护优化方案。利用FLAC3D大型数值模拟软件,对原方案与优化支护方案在受多次采动影响下巷道围岩收敛量及应力的分布规律进行了研究分析。研究结果表明,在使用优化支护方案下,工作面多次采动推进至监测点时,优化方案两帮移近量较原方案降低了16.8%,顶底板移近量较原方案降低了15.6%,应力集中区向深部转移。     

望云煤矿150101运输巷锚杆支护参数优化研究与应用

为合理优化150101运输巷的支护参数,基于巷道原支护方案现场应用效果,现采用数值模拟的方式进行锚杆合理参数的分析,根据模拟结果得出锚杆合理排距为1 200 mm,顶板和两帮锚杆合理间距分别为1 100 mm和1 300 mm.根据运输巷具体的地质情况,结合锚杆合理参数分析结果,进行巷道锚网支护优化方案的设计,并在支护优化方案实施后持续进行围岩变形监测。结果表明：运输巷围岩支护方案优化后,巷道掘进期间围岩变形量小,保障了围岩稳定,降低了支护成本。     

阳煤二矿81215回风顺槽围岩支护技术研究与应用

为解决81215回风顺槽在原有支护方案下围岩变形量大的问题,通过FLAC3D数值模拟软件进行锚杆(索)合理支护参数的分析,基于数值模拟结果确定锚杆长度为2.4 m,间排距为0.8 m×0.8 m,锚索间排距为1.6m×1.6m,优化后支护方案在巷帮补设锚索,在支护优化后进行围岩变形分析.结果表明:巷道顶底板和两帮最大移...     

矩形巷道锚杆支护参数确定的数值模拟研究

煤层顶底板的稳定性问题是矿山开采主要的工程地质问题。为解决唐公沟煤矿巷道支护难题,以唐公沟煤矿现巷道支护设计为基础,采用数值模拟技术,通过对3-2煤层及其巷道围岩支护结构进行数值仿真分析得出,无采动作用下,3-2煤层巷道顶板采用5根锚杆支护时,顶板的下沉量得到了很好的控制;巷道两帮施加锚杆支护对控制巷道变形作用不明显;支护锚杆合理的长度为1.8 m;支护锚杆合理的排距为1.0 m。     

煤岩互层顶板掘进巷道支护参数优化设计

为了保证小峪煤矿2104巷道的安全掘进,通过对原支护参数下巷道内矿压监测数据分析及数值模拟分析,对原支护参数进行优化,最终确定了仅改变原支护参数中锚索及帮锚杆的部分参数并采用锚杆+锚索+W钢带的支护形式。现场应用发现,顶板离层量仅为12mm,较原支护参数下的顶板离层量下降约52%,能够保证该巷道安全掘进。     

条带开采斜巷围岩破坏机制及支护优化

针对谢桥煤矿1312(3)运输巷,利用FLAC~(3D) 模拟软件对倾斜煤巷围岩变形破坏机制和支护技术进行了研究,得出结论:倾斜巷道开挖后底板和两帮的破坏非常严重,顶板稳定性较好;锚杆支护和锚杆索支护对应的两帮移近量分别为0.59、0.48 m,顶、底板移近量分别为0.53、0.44 m;在1312(3)运输巷施工锚杆索支护后,两帮平均位移量为48 mm,顶、底板平均位移量为66 mm。     

金川矿区深部巷道喷锚网支护参数研究

与传统的棚式支护相比,锚杆支护可以充分改善巷道维护状况保持巷道长期稳定,有利于提高采掘效率和生产率。金川矿山巷道围岩松软且易发生流变,在使用金属支架时,顶底板、两帮相对移近量为300~500 mm,轻则为100~200 mm,严重时超过1 000 mm。巷道使用锚杆支护时,必须要有较高的支护强度以控制围岩变形。随着金川矿区探明资源量的逐年消耗,大部分采场深度已经超过或逼近600 m,地压增大、巷道收敛变形严重,浅部巷道惯用的喷锚网支护参数在深部巷道支护中矛盾开始显现。针对龙首矿深部巷道支护参数及变形特征,对深部巷道的喷锚网支护参数进行数值模拟研究。经过对锚杆长度、喷射混凝土厚度的模拟研究得出,在金川矿区深部巷道喷锚网支护过程中,将锚杆长度增加至3 m,喷射混凝土厚度200 mm,间排距1.5 m×1.0 m的支护方案可以有效的维持巷道稳定。     

综采面对接中部大断面切眼围岩控制技术

对某矿1341工作面大断面切眼对接期间的巷道变形进行了分析,并从对巷道顶底板及里帮进行加强支护的角度出发,提出了对中部切眼顶板采取注浆加固、里帮增加锚杆、底板锚杆支护等加强支护方案。通过数值模拟分析中部切眼在工作面采动影响下巷道的围岩变形特征,结果表明：顶底板移近量为126 mm,两帮移近量为80 mm,与原支护围岩的变形量相比,对中部切眼进行加强支护设计以后可以有效控制中部切眼围岩变形。     

松软厚煤层煤巷锚杆索支护作用研究

巷道支护问题是煤矿地下开采的主要问题之一。在掘进工作面中，由于煤巷的围岩性质软弱、巷道变形量大，巷道支护也更为困难。以高河矿井E2303工作面胶带巷为研究对象，结合矿井生产地质条件，采用理论分析与数值模拟相结合的方式，分析并计算了巷道开挖后的顶板塑性区范围为2.47 m,巷道两帮塑性区范围为1.72 m;利用FLAC^3D软件模拟巷道在无支护与高预紧力锚杆索支护下的变形破坏情况。结果表明，巷道顶板及两帮变形远大于底板变形量，采用锚杆索支护后，巷道顶板及两帮塑性区范围及形变量明显减小：巷道顶板下沉量减少了49%,两帮移近量减少了44%。结合现场情况及数值模拟结果，设计了E2303工作面胶带巷支护方案并进行现场应用。应用结果表明，巷道在变形稳定后顶板下沉量为36 mm,两帮移近量接近，平均为28 mm,支护效果显著。     

大断面薄层状顶板回采巷道支护技术

针对曙光煤矿回采巷道薄层状顶板易离层、冒落,两帮收敛严重,底鼓量大,大断面巷道变形破坏严重的现象,根据组合梁理论,采用离散元数值模拟分析了该巷道顶板冒落机理,依据机理需增加巷道支护的护顶面积及加强整体性稳定性,顶板采用300 mm×300 mm×28 mm钢托盘及12号槽钢配合锚网索联合支护,两帮分别采用W钢托板及钢带配合2 000 mm长锚杆支护。观测结果表明支护效果显著,大断面巷道顶底板累计移近量及两帮收敛量分别为179和132 mm,比原有巷道变形减少20%以上。     

大断面煤巷支护设计优化及应用研究

针对金庄矿2203运输巷支护原方案存在两帮移近量大、顶板离层严重、漏顶冒顶严重的问题,利用工程类比、数值模拟和工程监测相结合的方法,在分析原方案不足的基础上提出3种改进方案,运用FLAC3D对方案进行模拟,将3种改进方案与原方案进行稳定性对比分析,选出最优方案。优化方案实施后,运输巷两帮塑性区减小了13.0%,巷道帮部锚杆锚固力减小了27.7%,顶板最大位移减小了23.7%,巷道稳定性较好,巷道每施工100m支护作业节省时间472.8min,较大提高了掘进和支护速度。     

斜沟煤矿16502综采工作面运输顺槽支护优化研究与应用

为在斜沟煤矿16502工作面运输顺槽围岩稳定的条件下同时节约支护成本,采用FLAC3D数值模拟软件对锚杆各项支护参数进行支护效果模拟研究,结合巷道围岩的具体情况和数值模拟结果,确定采用增大锚杆长度、增大锚杆索间排距、提升锚杆索预紧力和初始张拉力及减小锚索断面个数的优化措施,在工作面回采期间进行矿压监测,验证优化后支护方案效果。结果表明,在优化后支护方案实施后,回采期间顶底板最大移近量为74 mm,两帮最大变形量为69 mm,保障了巷道围岩的稳定,有效节约了支护成本。     

瓦房子锰矿巷道破坏机理及支护参数确定

瓦房子锰矿雹神庙采区运输巷道,地压显现严重,底膨、两帮内挤、顶板下沉,严重制约矿山生产。在分析巷道破坏机理的基础上,考虑巷道断面的承压能力及允许变形量,由原断面改为2.6m×2.7m的顶底板双拱形断面,通过土力学极限平衡力学模型的巷道底板塑性区范围和最大破坏深度以及锚杆悬吊理论计算公式,综合确定锚杆长度为1.7m,配以100mm×100mm的金属网,厚度80~100mm喷射混凝土的全断面喷锚网支护形式。在不同侧压力系数条件下,利用FLAC软件模拟了九盘的巷道变形,当侧压力系数约为2.5时,其巷道变形程度与瓦房子锰矿九盘运输巷道的实际破坏过程和破坏程度相符。在此应力环境下,数值模拟表明,优化后巷道顶板和两帮位移都明显减小,无明显的应力集中现象,并利用收敛监测十盘施工段巷道,随着时间推移,各监测点顶板和两帮位移趋于收敛,顶板位移收敛于10~20mm,两帮位移收敛于11~20mm,越靠近掌子面的巷道位移量越小,优化后的巷道断面和支护方式可有效控制瓦房子锰矿运输巷道的变形破坏。