试验巷道不同支护方案下FLAC~(3D)模拟分析

以某矿1308掘进工作面为研究对象,在掘进巷道支护形式与参数合理选择的研究中,科学地对比了不同支护方案下数值模拟。根据煤层的地质条件与顶底板的情况,对巷道围岩垂直应力、水平应力、巷道围岩变形量进行了数值模拟分析,得到了该巷道变形应力场、位移场,从而为该工作面掘进巷道支护方案的优化提供了理论依据。     

近距离下煤层迎采掘进巷道围岩失稳特征与支护设计

以象山煤矿近距离煤层开采过程中动压巷道为研究对象,采用理论分析、数值模拟和工程实践相结合的方法,对近距离下煤层迎采掘进巷道围岩失稳特征与支护设计进行探讨.研究结果表明:１２３０６工作面的超前动压对其采场底板２０m 范围内产生强烈扰动,破坏深度为１８ m,位于工作面后方５m;下部１２５０６工作面回风巷道极限平衡拱的高度为４．５９m,处于上煤层超前动压影响破坏范围内.通过数值模拟对比分析３种支护方案的控制效果,得出了超前动压影响下回风巷道围岩的最优支护方案.实施最优支护方案后,现场监测出 巷 道 停 掘 动 压 状 态 下 最 终 顶 底 板 移 近 量 为 ５１１mm,两帮移近量为４１５mm,有效控制了巷道围岩变形,解     

近距离煤层同时开采巷道布置优化研究

为确定某煤矿3和4号近距离煤层同采时下煤层回采巷道布置方式,结合煤层地质条件,采用理论分析确定下煤层巷道采用外错式布置方式,运用FLAC3D数值模拟软件确定下煤层回采巷道的合理外错距离为20 m,通过现场对4号煤层3409工作面材料巷顶底板及两帮变形进行观测分析,巷道在距工作面60 m以内顶板最大位移为150 mm,两帮最大位移为120 mm,超前工作面60 m以外,巷道变形量趋于稳定,结果表明,2层煤同时开采,工作面巷道外错20 m,在加固条件及合理的锚杆锚网支护作用下,巷道稳定性良好,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足工作面正常推进的要求。     

近距离煤层联合开采动压影响回采巷道的支护

为解决近距离煤层联合开采动压影响回采巷道的支护难题,以某煤矿11201工作面轨道平巷为例,通过对煤层开采底板围岩稳定性的数值模拟及理论分析,得出11201工作面轨道平巷恰好处于上部工作面开采形成的最大破坏深度范围附近,是该巷道变形破坏的主要原,提出了U型钢支架加锚索结构补偿的支护技术。现场工业试验结果表明,随着工作面临近,受工作面超前支承压力影响,巷道顶底板和两帮相对位移均有所增大,但围岩变形总量不大,围岩变形得到有效控制,保证了巷道的正常安全使用。     

弱黏结复合顶板回采巷道围岩变形与加固技术

针对色连二矿12205工作面回采时辅助运输巷围岩变形破坏严重的问题,从巷道围岩岩性、应力变化、水的弱化作用及原支护结构失稳4个方面分析了巷道围岩失稳的原因,提出了回采巷道加固支护方案,应用FLAC~(3D)数值模拟软件对原支护方案与加固方案进行对比分析。结果表明:工作面回采前加补顶板锚索与增打两帮走向锚索,巷道围岩中垂直应力峰值位置向巷道边缘移动了0.9 m,巷道顶底板与两帮移近量分别降低了274 mm与240 mm,巷道围岩的塑性破坏区范围最小。现场实践表明:工作面回采影响期间,辅助运输巷采用加固支护方案后,顶底板及两帮累计移近量比未加固段平均降低了约50%,该巷道加固支护方案取得预期的效果。     

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。     

大断面回采巷道超前支护技术研究与应用

为探究大断面回采巷道超前支护技术,以寸草塔二矿31205工作面主运输巷道为工程背景,采用现场调研、理论力学分析、FLAC^3D数值模拟相结合的手段,分析了主动超前支护替换单体液压支柱的可行性,基于主动超前控制机理,提出了在顶板中央进行补强支护的超前支护技术方案。通过现场监测表明,主动超前支护下顶底板及两帮最大位移量分别为21 mm和23 mm;根据锚索轴力监测,主动超前支护锚索可以实现及时承载;且窥视结果表明巷道围岩完整性较好,验证了该方案的可行性,可以满足工作面安全高效的生产要求,推动工作面的智能化发展。     

构造带极不稳定围岩巷道控制技术及其应用

针对林东矿业集团泰来煤矿+1 150 m水平运输大巷受断层破碎带影响造成巷道围岩极不稳定的实际情况,采用现场调研、理论分析和数值模拟等方法相结合的方式对该类巷道围岩的变形破坏进行了调查和分析,并针对构造带围岩极其破碎的特点提出了锚网喷+注浆+顶板锚索的联合支护技术.该技术的支护原理为密集锚杆保持浅部围岩的整体性,注浆粘结强化破碎围岩,高刚度预应力顶板锚索控制围岩的失稳变形.通过数值模拟对巷道顶底板及两帮位移监测结果表明,该方案能够有效地控制围岩的变形破坏,使顶底板及两帮位移明显减小,能够满足矿井正常生产的要求.     

基于松动圈理论的破碎软岩巷道支护研究与应用

首旺煤矿综采工作面回采巷道顶板破碎,围岩软弱,变形量较大。基于围岩松动圈理论,对首旺煤矿回采巷道的破碎机理和围岩变形机制进行分析,并根据围岩松动圈支护理论,确定锚杆支护的具体参数,设计采用锚杆+注浆联合支护来控制巷道的破坏变形。基于数值模拟结果,对支护后工作面回采巷道的屈服破坏特征、巷道围岩垂直应力、巷道围岩位移特征进行了分析。现场工业试验表明,采用锚杆+注浆联合支护技术后,巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定,可以很好的控制破碎软岩巷道变形,提高巷道的整体稳定性。     

斜沟煤矿18505工作面支护优化

为解决斜沟煤矿18505工作面材料巷在原有支护下围岩变形量大的问题,通过分析沿空掘巷上覆岩层运动特征,采用理论计算与数值模拟相结合的方法进行支护优化设计,并在支护方案实施后进行巷道表面位移监测。结果表明:支护优化后,巷道围岩在工作面回采期间顶底板及两帮的最大变形量分别为169 mm和202 mm,解决了围岩变形量大的问题。     

厚煤顶大断面回采巷道支护方案分析与优化

针对厚煤顶大断面回采巷道因应力反复扰动及叠加带来的支护困难,本文综合运用理论分析及数值模拟等手段,设计出锚杆(索)、钢带托板、金属网联合支护的巷道基本支护方案和巷道超前支护方案,并针对特殊地段提出打设组合锚索、注浆加固、打设密集木垛等加强支护方案。现场实测数据显示:工作面回风顺槽超前25~30m以外,顶底板移近量及两帮移近量较小,但在超前25~30m以内,顶底板移近量及两帮移近量增长较大,巷道围岩变形量局部较大,但整体上能够保证巷道的有效支护和生产使用。     

动压巷道围岩控制数值模拟

针对巷道受上方回采工作面影响的问题,采用数值模拟的方法,研究了在上方工作面回采过程中产生的超前(侧向)支承压力作用下,锚网索喷+U型钢支护巷道围岩的受力和变形情况。现场工程应用结果表明,受采动影响巷道两帮和顶底板的最大移近量分别为138 mm和105mm,该支护方式可以提高围岩的自承能力,控制巷道变形。     

基于FLAC~(3D)的运输平巷支护技术研究

为满足矿井工作面的衔接要求,潞宁孟家窑矿需对下准采工作面运输平巷进行有效支护。通过地质资料调查、围岩等级性确定,提出相应支护方案,并对支护方案进行模拟分析。研究结果表明:该巷道围岩等级属于Ⅱ类围岩,选用"锚索+锚杆+网+钢带"联合支护方案,数值模拟得出巷道围岩塑性区与顶底板及两帮移近量较小。通过现场实测,巷道围岩变形较小,说明所选支护方案比较合理。     

软岩巷道围岩变形原因分析及支护对策

针对长平矿井Ⅲ2309工作面回风巷道在工作面回采期间顶底板及两帮变形严重的问题,通过井下现场调研和观测巷道的支护形式、围岩变形以及锚杆锚索破断情况,对巷道变形原因进行分析,结合巷道围岩特点,提出合理的支护建议及支护方案,并观测补强支护后围岩变形量,得出应超前工作面100m以上及时进行补强支护,且支护构件的强度要与锚索相匹配。     

厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度优化研究

厚煤层放顶煤开采实践中,区段煤柱留设宽度与巷道围岩的稳定性相关性极大,区段煤柱留设较小时巷道围岩稳定性较差,受回采影响易发生巷帮外挤、顶板冒落等事故,而煤柱宽度留设过大则造成资源极大浪费。以高河煤矿西一盘区为工程背景,理论分析了巷道围岩变形大的原因,采用数值模拟的方法研究了采空区侧向的应力分布特征、位移变形规律、破坏特征。现场监测数据表明,工作面超前90 m范围外围岩变形缓慢,巷道顶底板及两帮最大变形量均小于50 mm,超前工作面90 m的影响范围内,巷道受到超前集中应力影响而变形剧烈;巷道顶、底板移近量最大为848 mm,两帮移近量最大为583 mm,区段煤柱优化后,巷道变形较优化前有了显著的降低,巷道顶、底板移近量降低了43.76%,两帮移近量降低了35.93%,综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定厚煤层综放工作面区段煤柱宽度为32 m。     

屯兰矿软岩巷道锚网索联合支护技术研究

屯兰煤矿12501工作面运输巷道为软岩巷道,为解决巷道变形量大的支护难题,依据巷道地质条件及巷道布置情况,考虑软岩巷道围岩变形的特殊性,提出了锚网索联合支护方案,运用FLAC3D数值软件对该方案进行了模拟分析,并对试验段巷道进行了矿压观测。研究结果表明,采用锚网索联合支护的12501工作面运输巷道顶底板最大位移量为31mm,两帮最大位移量为43mm,巷道稳定后顶底板及两帮移近速度均低于0.5mm/d,巷道顶板位移主要发生在浅部,2.5m以外的围岩位移很小,证明锚网索联合支护可以有效控制软岩巷道围岩变形,保持巷道围岩稳定。     

试验巷道不同支护方案下UDEC模拟分析

以吉祥煤矿151101综采工作面回采巷道为研究对象,在回采巷道支护形式与参数合理选择的研究中,科学地对比了不同支护方案下数值模拟结果,针对煤层的地质条件与顶底板的情况,在巷道帮部和顶底布置测线,对巷道围岩垂直应力、水平应力、巷道围岩变形情况进行监测分析,得到巷道变形应力场、位移场,从而为回采巷道支护方案的设定提供依据。     

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。     

浅埋坚硬煤层工作面超前支护技术研究

针对盛鑫煤矿浅埋坚硬煤层51101综采面超前支护区域巷道的支护技术难题,通过现场调研及工程类比等方法,对其围岩变形的影响因素及破坏特征进行了分析,并确定出工作面超前支护区域巷道支护参数。运用FLAC3D数值模拟软件,对支护前后巷道围岩位移场变化进行对比分析,分析得出顶板最大下沉量及底板变形量收敛值明显降低,支护参数合理可行。现场实践表明:51101工作面超前支护区域围岩变形速度及围岩变形量都在安全合理范围之内,实现了矿井的安全高效开采,同时为相似工程地质条件下的超前支护技术提供一定借鉴。     

深埋大断面软岩巷道锚网索支护在某矿的试验及应用

以某矿3采区运输下山深埋软岩大断面巷道为工程背景,开展了锚网索支护设计,并利用FLAC数值模拟分析了巷道围岩应力、位移、塑性区等特征及支护效果。数值模拟结果表明:锚网索支护时顶底板应力为0~16 MPa,两帮应力为16~24 MPa、应力峰值为24 MPa;顶底板和两帮变形量分别为110、31 mm;塑性区基本位于锚固区域内,围岩整体控制效果较好。现场试验监测结果表明,巷道顶底板和两帮变形量为117、54 mm,围岩整体变形量较小,支护效果良好,验证了支护设计的可靠性与数值计算的合理性。