基于Mohr-Coulomb准则隧道围岩-支护体系协同作用下支护强度分析

确定围岩-支护结构体系动态协同变形关系是地下工程支护需要解决的关键问题之一。运用Mohr-Coulomb准则推导隧道开挖支护后围岩径向变形与支护结构径向变形的协同方程,探讨Ⅳ级围岩塑性半径、围岩位移及支护刚度随支护强度的变化关系;并运用FLAC3D数值模拟验证协同变形方程的合理性和有效性。结果表明,围岩-支护结构体系协同变形方程能很好地反映围岩位移和塑性区半径随支护强度变化的关系,且相互关系是非线性的。支护强度为0.75 MPa时,理论计算拱顶沉降为18.9 mm,数值模拟拱顶沉降为21.6 mm;支护强度为1.5 MPa时,理论计算拱顶沉降为11.2 mm,数值模拟拱顶沉降为11.1 mm,表明围岩-支护结构动态协同变形方程的有效性。针对Ⅳ级围岩在采用超前支护和交叉中隔壁法(cross diaphragm,CRD)施工时,建议支护强度设计为0.75~1.5 MPa,支护刚度设计为59.8~375.0 kN/mm。

不同长度工作面矿压显现规律及支护强度分析

为了研究不同工作面长度对矿压显现规律的影响以及工作面长度变化时支架合理支护强度的变化规律,结合某矿实际地质条件,对不同工作面长度下的矿压显现进行分析计算。结果表明,当工作面长度一定,沿走向方向开挖距离超过450 m时,煤壁片帮和顶板下沉量处于平稳状态,不再受走向开挖距离的影响;以走向一次性开挖450 m计算,沿工作面长度方向,顶板下沉量中部最大,两端最小,呈拱形。随着工作面长度的增加,顶板下沉拱逐渐增大,工作面每增加30 m,顶板下沉量增加率为5%~8%。顶板下沉量能直接反映工作面顶板压力的大小,根据分析计算,工作面每增加30 m,支架合理支护强度应增加5%~8%。

膏体充填工作面围岩支护强度研究

充填开采过程中保持周边围岩稳定是煤矿安全生产的重要保障,为了探究膏体充填工作面围岩所需支护强度,以高河能源E1302上分层膏体充填工作面实际情况为例,运用理论分析结合现场实测的方法,对工作面充填开采期间回采巷道表面位移情况展开研究分析,最终得出有效的稳定膏体充填工作面周边围岩所需的支护强度数值。研究为同类充填开采项目的支护设计研究提供了依据。

支护强度对沿空掘巷煤柱稳定性影响

掌握沿空掘巷窄煤柱采空区侧已有支护结构对煤柱稳定性的影响.采用FLAC3D有限差分数值模拟方法,研究不同支护强度条件下窄煤柱的变形和破坏规律.研究结果表明:上区段工作面回采和沿空掘巷对煤柱稳定性的影响较大,窄煤柱采空区侧的煤体先于巷道侧进入塑性区,变形量远大于巷道侧;采空区侧的支护结构对限制煤体塑性区扩展的作用不明显,支护强度对煤柱稳定性的影响较小;采空区侧的支护结构很容易失效或强度发生严重衰减,巷道侧的支护结构受采动影响小,护强度对窄煤柱稳定性的影响程度大于采空区侧.

软岩巷道合理支护强度的研究

针对煤矿软岩巷道围岩变形与破坏问题,通过实验研究,确定了有效控制软岩巷道围岩大变形的合理支护强度。并据此研究结果设计了淮南谢桥煤矿极软岩巷道的支护方案与参数。实践证明,研究结果可靠,应用效果良好。

浅埋综放工作面矿压特征及支护强度实测研究

为了解上覆松软覆岩浅埋深综放工作面的矿压特征并确定其支护强度,以路天煤矿16号煤层1603综放工作面为例,研究了上覆松软覆岩浅埋深综放工作面的顶板垮落步距和支架载荷特征。研究结果表明:浅埋深条件下顶板仍有初次来压与周期来压现象,来压期间载荷增大系数为1.01~2.07,平均1.20,并且载荷增大系数随埋深的增加而减小;浅埋深条件下的1603综放工作面支架支护强度为442~802 k N/m2;支架载荷的平均值随开采深度的增加而增大,且支架循环末工作阻力随初撑力的增大线性增加。据研究结果可得开采深度60~110 m、上覆松软覆岩浅埋深综放工作面支架支护强度计算式,能简单快捷得到该类似条件下综采工作面支架支护强度。

液压支架支护强度的分析计算

根据某煤矿4#煤层的实际顶、底板条件,利用FLAC 3D软件,对液压支架的支护强度进行了数值模拟计算。针对具体的支护强度,给出了垂直应力云图和垂直位移云图。与岩重法相比,FLAC 3D数值模拟的计算结果相差不大,具有一定的应用价值。

井筒围岩应力分布及支护强度相似模拟

为了对井筒围岩应力分布及支护强度进行分析,采用相似材料模拟实验对龙家堡煤矿立井井筒围岩应力分布状态进行了模拟,并结合理论计算结果及数值模拟结果对支护强度进行了分析。实验结果表明,井筒围岩应力分布呈南北向居大,支护强度与实测强度吻合,能够满足井筒支护要求。同时也为矿井投产后巷道支护提供了有利依据。

顶板结构模型法计算确定综采面支架合理支护强度

乌兰木伦煤矿31405综采工作面回采过程中,片帮、冒顶严重,经常出现支架台阶下沉甚至压死,支架工作阻力不足,顶板控制效果不佳。针对这些问题,采用理论推导的方法对新开31406综采工作面顶板运动参数进行计算,确定了31406综采工作面顶板结构模型,利用顶板结构模型法计算31406综采工作面顶板压力和支架支护强度。研究结果表明:31406综采工作面顶板压力为1.23 MPa,支架合理支护强度为1.29 MPa。实际回采结果表明:工作面矿压显现正常,实现了安全高效回采。

控制极软巷道围岩大变形合理支护强度理论研究

软岩巷道稳定性一直是长期困扰地下采矿工程发展的关键技术问题之一 ,以Hoek -Brown准则作为破裂区岩体的强度准则 ,从理论上对软岩巷道的合理支护强度进行了分析研究 ,并推出了相应的计算公式。

液压支架支护强度的数值模拟研究

合理确定液压支架支护强度,始终是影响煤矿安全生产及发展的重要因素之一。将理论研究与数值模拟相结合,以支架-围岩的相互作用为依据,分别通过经验估算法与FLAC3D数值模拟法对支架工作阻力进行研究,并结合现场实例验证方法的可行性。

综采工作面合理支护强度的计算方法

以大柳塔煤矿新开43101薄煤层工作面的支护强度设计问题为工程背景,先计算出采场上方直接顶和基本顶的运动步距,并依据上覆岩层地质条件参数,构建出新开工作面的顶板结构模型。基于"以岩层运动为中心"的实用矿山压力理论思想,由所构建的顶板结构模型,计算出工作面顶板压力,从而确定工作面支架的合理支护强度。

综放支架支护强度与煤层采出厚度关系的研究

基于厚煤层综放开采过程中,支护强度1.0 MPa以上的强力支架出现支架压死、立柱损坏等矿压显现强烈情况,分析了综放支架支护强度确定方法存在的问题,给出了厚煤层适宜的支架支护强度确定方法。采用数值模拟方法研究了综放支架支护强度与煤层采出厚度之间的关系,结果表明支架支护强度与煤层厚度成正相关关系,当煤层厚度达到一定极限后,受支架支护强度不能无限增大的限制,需要进行分层开采。

基于线性回归分析及预测的7m大采高支护强度研究

为了确定大采高支护强度,收集神东矿区上湾、补连塔及活鸡兔井等矿井开采1-2煤、2-2煤时的矿压观测结果,并运用SPSS统计分析软件对其进行线性回归处理。分别讨论了工作面长度、采高及平均采深对支护强度的线性影响,并得出单因素、双因素及三因素的线性回归方程。由此预测上湾2-2煤7 m大采高的支护强度为1.05--1.11 MPa,预测结果与支护强度估算结果及现有7 m大采高液压支架的支护强度范围相一致。研究结果表明：支护强度随工作面长度的增加而增加;随采高的加大而相应地减小;随采深的增加而增加,但增加幅度较小。

8.8m超大采高液压支架支护强度研究

根据神东矿区上湾煤矿1-2煤层四盘区特厚煤层赋存条件,以及与煤层相关的围岩条件,进行支架的关键技术参数选型计算,并根据神东矿区地质探煤钻孔,煤层厚度、煤层起伏情况,并结合神东矿区近年来支架实际使用情况,研究确定8.8 m超大采高液压支架的支护强度。

寺河矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度关系之探讨

本文从国内外高阻力 (70 0 ～10 0 0t)支架初撑力和额定工作阻力的关系的实际情况 ,采用国内外常用的初撑支护强度计算公式 ,结合寺河矿井的实际情况 ,分析得出该矿井液压支架初撑支护强度与额定支护强度的关系。

提高支护强度控制深部巷道围岩变形

简要分析了鹤壁矿区深部巷道围岩变形特征及支护机理,指出常用锚杆主动支护强度偏低,是造成深部巷道变形破坏的主要原因,结合工程实例提出了提高支护强度,控制深部巷道围岩变形的主要技术措施。

基于工程类比的高地应力地下洞室高边墙围岩支护强度评价

高地应力地下厂房高边墙围岩支护强度的评价对于保证大型地下工程围岩稳定性具有重要意义。猴子岩水电站地下厂房地应力高、强度应力比低,施工开挖中出现喷混凝土开裂、岩锚梁错位、岩体开裂、锚墩内陷等典型的围岩变形破坏现象,对洞室安全造成严重威胁。通过多点位移计、锚杆和锚索的应力监测数据分析,将猴子岩和锦屏Ⅰ级水电站地下厂房进行比较,提出了预应力锚索和锚杆的单位面积预应力支护强度计算方法,并根据评价结果对局部洞段进行针对性的围岩补强支护设计。结果表明:猴子岩地下厂房围岩变形整体上比同期的锦屏Ⅰ级围岩变形大,而锚索应力水平比锦屏Ⅰ级小,锚杆应力水平整体相当;猴子岩地下厂房下游边墙的支护强度大于锦屏Ⅰ级下游边墙的支护强度,上游边墙的支护强度小于锦屏Ⅰ级下游边墙相应部位支护强度,猴子岩地下厂房上游边墙补强支护后的围岩变形得到有效控制,表明了补强措施的有效性。研究可为类似高地应力地下洞室围岩支护设计和支护强度评价提供参考和借鉴。

支护强度对浅埋综放面矿压显现影响模拟研究

为了解浅埋煤层条件下综放工作面的矿压显现特征,以布尔台煤矿42104综放工作面为研究对象,采用数值模拟的研究方法对不同支护强度下工作面矿压显现特征进行对比分析。研究结果表明:随着工作面支架支护强度的逐步增加,煤壁片帮值和顶板下沉量逐渐减小;支护强度达到1.5 MPa时,片帮值为447 mm,顶板下沉量为278 mm,可以达到综放工作面煤壁和顶板控制要求。

张集煤矿14131工作面合理支护强度与面长分析

结合张集煤矿14131工作面的实际地质条件和岩层物理力学参数,采用理论分析和FLAC3D数值模拟,计算了放顶高度,分析了初次来压歩距,得到了合理的工作面支护强度和面长。结果表明,岩石碎胀系数控制在1.30～1.35,循环放顶高度控制在18.8～22 m,老顶初次来压步距为34.8～46.4 m,支架合理支护强度为0.8～1.1 MPa,工作面的合理面长为160～190 m。为工作面巷道布置和支架设备选型提供了参考依据。