工作面切眼支护技术的数值模拟研究

以华润煤业205工作面切眼为研究对象,通过分析3号煤工作面的地质力学基本条件,确定围岩稳定类型属3类中等稳定及切眼的支护方式。经理论计算分析,结合FLAC-3D数值软件模拟,分析了其围岩屈服破坏、顶底板、两帮移近量等情况,得出该矿3号煤层工作面切眼的合理支护技术方案。对工作面切眼支护具有实际指导意义。     

切眼围岩破坏规律研究

针对目前切眼围岩破坏的问题,对切眼围岩类型进行总结,得出切眼围岩的基本模型。为求解切眼围岩的破坏原因,运用自行开发研究的岩石破裂过程分析(RFPA^2D)系统,对切眼围岩破坏过程进行了数值模拟研究,通过对切眼围岩的初始裂缝形成、发展及最终破坏模式进行分析,得出不同条件下切眼围岩的破坏规律。结果表明,切眼由于其断面形状和围岩组成结构的不同关系,其破裂结果与其他巷道破坏模式明显不同。     

综放收尾切眼围岩稳定性数值模拟

采用数值模拟方法,对综放开采方法中的创新技术——综放收尾切眼技术中的围岩支护设计和围岩稳定性进行了系统分析,通过对无支护、锚杆一索一网联合支护、锚杆一索一网加钢棚架加强联合支护三种方案的计算分析,优选出了收尾切眼围岩的支护设计方案,为收尾切眼围岩稳定性控制提供了可靠依据,在工程实践中取得了显著的社会和经济效益。     

综放大跨度三心微拱形开切眼围岩破坏机理与控制技术

针对松软厚煤层综放大跨度开切眼围岩控制难题,以魏家地煤矿2303工作面开切眼为工程背景,采用数值模拟与现场实践相结合的方法,提出了三心微拱形开切眼断面形状,探讨了三心微拱形开切眼围岩应力分布特征及破坏机理,并与矩形切眼对比分析。结果表明:三心微拱形开切眼的肩角和顶板受力均匀,能够将顶板垂直应力传递到两帮,肩部所受压应力明显减小,未出现较大应力集中现象;肩角附近围岩主要受到压剪破坏,破坏区域集中,呈"蝶形"分布;顶板围岩受到拉剪破坏,破坏区域面积减小,围岩相对稳定;且弧形顶板、肩角有利于锚杆安装。基于三心微拱形开切眼围岩破坏特征,提出了锚杆-锚索-锚网联合支护的围岩控制技术,顶板下沉量减少50%,两帮移近量减少55%;在2303工作面进行工业性试验,现场实测顶板下沉量为170 mm,两帮相对移近量为220 mm,围岩控制效果良好。     

某地下厂房围岩喷锚支护效果的大变形数值分析

采用三维有限差分法对某水电站的地下厂房分级开挖过程进行仿真模拟，研究了采用喷锚支护和无支护条件下围岩应力场、位移场及破坏区的分布规律。结果表明：对围岩采取喷锚支护措施将优化围岩应力分布、限制围岩变形及破坏区分布，有效提高开挖过程中的围岩稳定性。     

8.5m大断面开切眼支护设计及其稳定性三维数值模拟

根据酸刺沟煤矿6S煤的地质力学条件,依据围岩稳定性类别给出支护方式和支护参数的选择范围,由锚杆支护设计专家系统确定了较合理的支护参数。运用FLAC3D数值模拟对8.5m大断面开切眼在给定锚固参数下的围岩稳定性进行了分析。模拟结果表明,所设计的锚固参数在酸刺沟6S煤条件下是可行的。     

浅埋深薄基岩煤层大采高综采工作面切眼支护优化研究

针对红柳林矿5-2煤切眼现有支护结构和支护技术设计的锚杆、锚索支护密度偏高,部分复杂生产条件下的支护效果难以达到设计要求,支护体实际受力常常远低于杆体强度的现状,采用联合支护的思想,结合现场测量,数值模拟,工程实践的方法对浅埋深薄基岩煤层大采高综采工作面的切眼支护进行了优化设计,确定了初步支护方案,将初步设计方案应用于现场,并对围岩支护效果进行监测分析。通过对浅埋深薄基岩大采高工作面切眼支护优化研究,形成了一套完善的支护设计体系,在保证安全的前提下有效的提高了切眼的掘进速度及支护效益,有效的降低了巷道工程的综合成本,经济和社会效益显著。     

急倾斜煤层巷帮变形失稳数值模拟

为控制新强煤矿急倾斜煤层巷帮变形失稳,采用数值模拟、理论分析和现场试验相结合的方法对急倾斜松软煤层回采巷道围岩变形破坏规律、合理支护方式与支护参数进行研究.研究表明:急倾斜松软煤层两端区是破坏的集中区域,下端头破坏更为剧烈,急倾斜松软煤层巷道的变形与破坏具有非对称性;急倾斜煤层巷道无支护时,巷道冒顶、底鼓、上帮破坏比较严重,而采用锚杆支护后,底鼓是影响上帮稳定性的关键,巷道上帮底角是控制的关键部位.通过数值模拟优化,确定了最终的支护参数,并进行了现场工业性试验,观测结果表明:巷道变形得到了有效控制,取得了较好的支护效果.     

大采高综采工作面超大断面切眼支护技术

针对大埋深近水平大采高综采工作面切眼断面超大、支护难的实际情况,使用综掘机掘进,采用锚网+锚索+钢梁联合支护和单体支柱加π型梁支护的方式,能够较好地对大跨度、大高度条件下的切眼顶板及两帮围岩起到支护控制作用。本文介绍了在综掘工艺下,该支护方式的具体支护参数及施工工艺,并成功应用于某矿切眼。     

贵州沿空留巷支护技术的分析与改进

针对贵州某煤矿沿空留巷在原有支护条件下,靠上帮一侧顶板以及下帮底角的岩层变形破坏较严重的情况,对巷道支护方式进行改进。利用数值模拟软件,对改进支护后的巷道围岩变形破坏情况进行分析。研究发现：改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到明显改善,改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏,从而保持巷道围岩的完整性和稳定性,研究可为类似条件矿井沿空留巷的支护方式提供参考。     

定向断裂爆破在综放工作面初采切巷的应用

为解决综放工作面初采期上隅角瓦斯超限问题,采用初采切巷深孔爆破强制放顶的方法充填采空区以缩小工作面有效通风断面,以达到改善初采期间工作面通风状态与提高瓦斯排放效率的目的.但是炮孔间距由于受到初采切巷支护结构的限制往往大大超过预裂爆破经验公式确定的上限,造成预裂效果差的后果.为了选择适合现场使用的增加炮孔间距的最佳爆破方法,应用ANSYS/LS-DYNA软件对不耦合装药、V型刻槽和切缝药包3种爆破方式进行数值模拟,结果显示切缝药包爆破在增加炮孔间距和保护岩壁方面有明显优势,并通过模拟确定了切缝药包的最佳开口宽度.最后,通过在阳泉国阳公司K8205工作面进行超前深孔预裂爆破强制放顶的现场应用,比较爆破前、后和割一刀煤后支柱压力的变化情况,验证了良好的预裂爆破效果.      

建北矿综放工作面矿压规律研究

黄陵矿区开采实践证实,综放液压支架能平衡采场上覆岩层载荷,综合机械化开采对于预防顶板事故固然就像"安全箱"一样可靠,但这必须是建立在设备选择合理并保证良好的运行状况的基础上的。并且建北矿的煤层赋存条件、支护、采高以及井型等方面与邻近的煤矿都有很大差异,如果不加研究而盲目地套用其综放工作面的矿压规律,将会存在严重的安全隐患,甚至导致事故的发生,而造成巨大的经济损失。4-2101工作面作为建北煤矿首采综放工作面其顶板运动及矿压显现规律具有一定的代表性。通过对首采工作面进行系统的矿压观测,获得了老顶初次来步距、来压的强度、支架阻力的动载系数等矿压规律参数。总结出了首采工作面的矿压显现规律,提出了合理的支护改善措施,研究成果不仅能指导4-2101工作面安全生产,而且对于研究工作面顶煤,顶板运动规律、支架选型、支护质量及实现矿井安全、高产、高效等都具有重要的现实意义。     

厚煤层放顶煤长壁工作面矿压研究

本文在分别采用长顶梁及短顶梁两种掩护支架的两个工作面开采试验的基础上对厚约6m的长壁放顶煤回采时上覆岩层及顶煤活动规律,支架受载及合理架型作出分析,认为放顶煤工作面支架截荷并不高于类似条件下小采高的分层工作面。长顶梁支架适用于顶煤较硬的条件,若采用超前工作面平行煤壁深孔注水可降低煤体强度,增加顶煤放出率。试验中观测到上覆竖硬岩层超前工作面断裂迫使顶煤于工作面前8m处就开始产生斜向断裂裂缝,并逐渐扩展,加密而降低其刚度。因此,放顶煤工作面支架实际处于工作面前方煤体及后方岩石支承的上覆台阶错动的平衡岩石块梁结构的掩护下,其截荷主要为顶煤及下覆破碎直接顶的重量。图7,表5,参3.     

极近距离煤层下分层回采巷道支护技术研究与实践

本文通过对同煤集团四老沟矿极近距离煤层下分层巷道支护技术研究,对层间距为0.8～2.0 m下分层巷道采用双重组合支护方式,成功地维护住了巷道顶板,达到了预期的支护效果.这对极近、近距离煤层下分层掘进工作面的支护具有重要的应用和参考价值.     

放顶煤工作面顶煤介质状态分析

本文根据现场实测、相似模拟实验和有限元计算结果,对放顶煤工作面推进过程中,顶煤移动变形规律和介质状态转化机制进行了综合分析研究;论述了顶煤介质状态转化对工作面支架的作用,不同强度顶煤在工作面控顶区上方的性态分布和放顶煤线处的垮落特点;提出了适应顶煤介质状态转变的支架结构形式及力学特性,不同顶煤条件下的放顶煤方案。     

锚杆支护切眼冒落分析与对策

为了研究大跨度、松软破碎顶板、高应力等特殊条件下的工作面切眼冒落问题,对该特殊条件下的荆各庄矿11煤层2313工作面锚杆支护切眼的冒落原因进行了详细分析。分析结果表明:采动影响、煤柱处产生的集中应力和水平主地应力叠加是引起冒落的主要原因;顶板岩层强度低、辅助支护方式不合理等也是引起冒落的原因。因而需要采取针对性的防止冒落措施,在搞清这类特殊巷道地质条件及围岩应力分布的基础上,进行巷道基本支护和辅助支护设计,并加强巷道矿压观测及支护理论研究,以确保该类特殊巷道的安全正常使用状态。这些措施对于防止该类特殊巷道冒落具有一定的借鉴意义。     

基于弹性地基梁理论的端面顶板稳定性分析

端面冒顶一直是影响工作面安全高效开采的一大技术难题。本文采用弹性地基梁理论建立了端面顶板挠度微分方程,并运用PHASE 2D有限元软件建立了端面顶板稳定性数值模型,获得了煤层埋深、支架刚度、煤体刚度等因素对充填开采工作面端面顶板稳定性的影响。研究结果表明：（1）采深越大或液压支架刚度越小,端面顶板下沉越明显;煤层地基系数或顶板弹性模量增大时,端面顶板下沉有所减小,但影响较为有限;从可行性考虑,提高液压支架刚度,可以有效控制工作面顶板变形,降低端面冒顶及煤壁片帮的风险。（2）煤层埋深从200 m增加至250 m、300 m时,工作面前方塑性区宽度及支承压力显著增大,直接顶最大下沉量分别为61 mm、78 mm、96 mm。（3）煤层弹性模量从2 500 MPa增大至3 500 MPa、4 500 MPa时,工作面前方支承压力峰值略微增大,工作面前方煤体塑性区宽度也略微增大;直接顶下沉量略微减小。（4）现场观测表明,充填开采条件下支架阻力较小,工作面区域矿压显现不明显,顶板下沉得到有效控制。     

恒底开采矿压显现规律模拟研究

本文在现场实测的基础上,利用相似材料模拟实验方法,对厚煤层恒底开采和下行分层开采的矿压显现规律进行了对比研宄。研究结果表明:恒底开采第一分层时,由于顶煤易在采空区冒落,冒高较大,因此老顶来压时对采场的影响程度明显减小,这对于厚煤层坚硬顶板条件下的安全生产是十分有利的;恒底开采时,顶板裂隙扩展范围较小(裂隙带高度减小),并能减小顶板出现离层的高度,因此,有利于顶板含水层下(或地表水下)安全生产;恒底开采时,除最后一个分层外,各分层工作面的顶板均为煤体,因此可以减少煤炭含矸率,当煤层顶板较破碎时,其效果更明显     

活鸡兔煤矿顶板稳定性分析与支护方案设计

为精细化研究活鸡兔煤矿2-2煤层顶板岩层稳定性并提出针对性的支护方案,采用理论分析、现场探测、数值模拟等方法对活鸡兔2-2煤层范围内岩层顶板稳定性进行了分析与计算。结果表明：活鸡兔2-2煤层巷道以Ⅰ类顶板为主,局部区域出现Ⅱ类和Ⅲ类顶板;巷道顶板整体完整性好,局部小裂隙发育;工作面回采扰动对Ⅰ类顶板巷道稳定性影响较小,对Ⅲ类顶板巷道存在有限影响。据此提出了活鸡兔2-2煤层Ⅰ类、Ⅱ类和Ⅲ类顶板条件下巷道支护方案并进行了现场试验,结果表明所提出方案能有效地维护巷道顶板稳定。     

坚硬顶板条件下回采巷道支护技术研究

针对山西柳林凌志兴家沟煤业有限公司8号煤层80105工作面的在坚硬顶板条件下面临的回采巷道支护难题,结合围岩控制理论和锚杆、锚索支护理论,采用基于模糊等价关系的聚类法,对兴家沟煤矿8号煤层巷道围岩稳定性进行了分类,探讨了适宜于8号煤层赋存条件的巷道锚固定支护理论依据、设计原理及方法,确定了85015工作面顺槽顶板及两帮锚固参数,并制定了合理的锚固方案,基于实践验证,该方法有效解决了开拓掘进中面临的支护问题,达到了安全高效生产的目的。