预掘双回撤通道煤柱留设及其围岩稳定性控制

针对预掘双回撤通道贯通时围岩失稳问题,通过理论分析和数值模拟方法,研究了预掘双回撤通道围岩破坏机理、回撤通道间合理煤柱尺寸、末采期间的围岩破坏特征和区域应力场矢量分布规律.结果表明:末采期间回撤通道处于非等压动态叠加应力场,围岩塑性区趋于蝶形失稳;理论计算主、辅回撤通道的合理煤柱尺寸为20 m,此时煤柱内应力分布呈现双峰状态,辅回撤通道区域应力场极值较小,有利于巷道的稳定;末采期间主回撤通道围岩逐渐塑性失稳,但20 m煤柱保证了辅回撤通道围岩塑性区的有限扩展.基于此,提出回撤通道合理煤柱尺寸留设配合加强支护的围岩稳定性控制技术,现场应用后主回撤通道最大帮部变形为173 mm,最大活柱下缩量为246 mm,围岩稳定性得到了有效控制.     

末采期回撤通道围岩破坏机理及稳定性控制

针对万利一矿3-1煤层回撤通道末采期间矿压显现剧烈的问题,通过现场监测、数值模拟、理论分析等方法,研究工作面前方应力分布、非等压巷道塑性区分布、末采期间巷道围岩破坏特征和区域应力场矢量分布规律.研究表明:万利一矿工作面前方20 m为受支承压力剧烈影响导致的高偏应力场范围,在此高偏应力环境下,巷道易发生蝶形失稳;末采期间,工作面前方煤柱内应力由双峰非对称分布向单峰对称分布转化,回撤通道间的煤柱应力始终处于双峰非对称分布,但辅回撤通道的区域应力场极值较小,有利于巷道的稳定;末采期间,回撤通道在不间断变化的复杂移动支承压力的作用下逐渐塑性失稳,但在保护煤柱作用下,辅回撤通道的围岩应力分布模式未变,塑性区蝶形扩展有限.基于此,提出针对性的锚杆索联合支护配合末采期加强支护的围岩稳定性控制技术,现场应用有效地控制了围岩失稳,效果良好.     

孤岛工作面窄煤柱尺寸模拟

基于查庄煤层地质条件,利用数值模拟法确定合理的煤柱宽度。采用数值模拟软件FLAC3D建立了坚硬顶板孤岛工作面数值模拟力学模型。模拟方案确定为四个,煤柱宽度分别为2m、3 m、4 m和5 m,研究了巷道围岩垂直位移和水平位移分布、塑性破坏状态、垂直应力和水平应力分布情况。研究表明,在孤岛工作面中,由于回采巷道受采动影响较大,巷道变形破坏极其严重,水平应力和垂直应力也相应增加,是造成巷道顶板下沉和底臌以及两帮变形破坏的主要原因。煤柱宽度为4 m时,无论从经济上还是技术上都最为有利,此时巷道变形破坏较轻微,围岩位移量较小,对巷道维护有利。     

正断层下盘采动支承压力分布及对上盘的影响分析

采用UDEC数值模拟软件,对正断层下盘工作面推进过程中,断层上、下盘煤层支承压力、顶板垂直应力以及塑性区分布情况进行了研究。由于存在断层地质构造,破坏了岩层的连续性,导致初始应力场发生挠动,在断层局部区域产生附加的构造应力。研究结果表明:在正断层下盘附近形成了低应力区和高应力集中区带,支承压力明显影响范围距断层面约10~30m;断层上盘煤层上支承压力峰值在靠近断层面附近约35m处;当工作面推进至距断层面25m时,保留的煤柱仍然有足够的承受强度,在工作面支架回撤时能够保障回撤安全。     

岩溶陷落柱围岩支承压力-渗流演化特征数值模拟

为保证含陷落柱复杂煤层的安全开采,合理确定煤柱尺寸对于此类煤层水害防治至关重要。采用理论分析与数值模拟建立固-液耦合模型计算手段,计算了孔隙水压力与安全煤柱尺寸之间关系,分析了开采过程中围岩支承压力演化过程、围岩变形破坏规律、渗流演化特征等。结果表明:随着陷落柱内部孔隙水压力的不断增加,满足安全需求的煤柱尺寸增加;围岩应力分布特征呈"拱壳"型,拱顶在工作面倾斜上部区域;开采引起的围岩支承压力与陷落柱体侧支承压力存在"增强-降低-再增强"演化过程;支承压力叠加导致工作面围岩产生大量裂隙是陷落柱导水通道产生的主要原因;工作面围岩塑性区分布呈"马鞍形";随着工作面不断推进,渗流影响范围不断增大,渗流轮廓呈梯度型分布,煤柱处孔隙水压力不断升高;综合确定了合理煤柱尺寸。研究结果为现场实际生产提供参考依据。     

拱形沿空巷道破坏特征与控制技术

针对倾斜厚煤层拱形沿空巷道围岩控制难题,以魏家地煤矿2303工作面运输巷为工程背景,采用数值分析的方法,对其围岩应力分布、变形与破坏规律进行了探讨。结果表明:煤柱内存在水平位移的零分界线,分界线采空区侧煤体破坏形式主要为拉剪混合破坏,另一侧煤体破坏形式主要为剪切破坏,煤柱稳定性差,实体煤帮角应力集中系数高达3. 0且作用范围大,顶板岩体沿弱面发生剪切滑移,压剪破坏严重。提出"两区一让"围岩控制技术:短锚索抑制分界线附近煤柱分离,长锚索抑制煤体沿煤岩接触面剪切滑移,并采用木托盘整体让压,数值分析结果表明顶板下沉量减少40%,煤柱帮移近量减少50%,实体煤帮移近量减少44. 4%,成功应用于控制实践。     

倾斜煤层含矸煤柱区应力状态及防冲技术研究

针对倾斜煤层分层开采综放工作面临空侧含夹矸层巷道变形量大、冲击危险性高的问题,构建了侧向悬顶临空煤柱受力模型,运用数值模拟方法对工作面回采过程中煤柱区域围岩应力场和塑性区变化进行研究。研究结果表明：在煤柱弹性变形阶段,煤柱支撑力、变形量、煤柱积聚弹性能随着悬顶长度的增大而增大;临空煤柱在巷道区域存在夹矸弱层时,沿夹矸面产生的应力集中区致使巷道变形量增大,诱使周围煤岩运动加剧;当临空侧煤柱上方巷道顶板不易发生破坏时,可形成弹性能的良好载体和传递通道,造成巷道应力集中,加剧冲击地压发生危险性。同时,针对含矸临空煤柱自身抗破坏能力较差问题,提出远近结合、分批次的卸压方式,制定了顶板预裂、煤体爆破方案,有效降低巷道帮鼓变形量,微震震动点向远离工作面方向上方顶板偏移,冲击地压危险程度明显降低,有效保证工作面安全回采。     

区段煤柱留设宽度的数值模拟研究

恒晋煤业9103综放工作面位于西一采区。为确定区段煤柱合理的留设宽度,结合该工作面的回采参数及煤岩力学参数,采用FLAC 3D软件,分别对煤柱宽度为5m、7m、9m、11m时进行数值模拟。结合三种情况下数值模拟的围岩应力分布特征和围岩破坏特征,综合分析出:煤柱宽度为9m和11m时,煤柱内有较好的承载能力,但煤柱宽度为5m和7m时,煤柱出现塑性破坏,煤柱所承受的载荷超过其承载能力,故最终确定区段煤柱宽度为9m左右。     

大倾角多区段开采顶板运移及其采空区充填规律实验研究

为了研究大倾角煤层多区段开采围岩运移规律,采用物理相似模拟实验方法,分析了大倾角煤层多区段采场顶板和煤柱变形破坏规律、底板应力分布及演化规律、垮落矸石充填特征等。结果表明:大倾角煤层多区段开采围岩运移规律不同于单区段开采,下区段采动导致上区段采场倾向中、上部垮落顶板出现二次下沉和滑移,顶板运移曲线呈现沿倾斜方向"上大下小"的双峰特点,垮落顶板非均匀充填导致采空区底板应力沿倾向呈现出中部下部上部,下区段采动导致上区段采空区中部底板应力显著增加。下区段开采致使区段煤柱上、下两侧非对称受载并发生破坏,引发了煤柱-上区段采场煤岩体的连锁运动;区段煤柱支承压力从上区段开采时的"W"型分布变为下区段开采时的"V"型分布,增载系数达到4.9.研究可为大倾角煤层多区段围岩控制提供了理论指导。     

深部沿空掘巷主应力差分布规律及煤柱宽度优化

以与围岩剪切破坏密切相关的主应力差为研究切入点,利用理论计算及数值模拟等研究方法,以赵固二矿11030运输巷沿空掘巷为工程背景,研究了深部回采工作面侧向采动应力场主应力差分布特征和不同煤柱宽度下沿空掘巷围岩主应力差分布规律,并提出了以主应力差分布规律为依据的深部沿空掘巷煤柱设计思路。研究结果发现:11030运输巷沿空掘巷前围岩可以分为主应力差降低区、主应力差升高区和主应力差稳定区;不同煤柱宽度下,深部沿空掘巷顶板、底板和煤壁帮围岩的主应力差呈单峰值曲线分布;而煤柱帮围岩主应力差,在煤柱宽度≤8 m时,主应力差呈单峰值曲线分布;而当煤柱宽度8 m时,主应力差呈双峰值曲线分布,且位于浅部围岩的峰值点大小明显小于位于围岩深部围岩的峰值点大小。在此基础之上,结合理论计算确定了11030运输巷沿空掘巷合理煤柱宽度应为8 m,并进行了现场工业性试验。     

利用卸压巷道技术控制深井回采巷道变形破坏

煤矿深井回采巷道除受围岩压力影响外,还受回采工作面动压及相邻采空区基本顶运动的影响。巷道围岩变形破坏严重,底臌量大,维修困难。结合东海煤矿五采区左十二面回采巷道的地质和地压情况,提出了卸压巷道的解决方法,并分析了卸压巷道解决此问题的原理,对卸压巷道位置、支撑煤柱宽度、让压煤柱宽度、巷道宽度进行了计算。同时,将让压巷道作为回采工作面的排放瓦斯尾巷。东海煤矿的实践表明,该方法取得了很好的效果,卸压巷道在一定条件下可以解决深部巷道的变形问题。     

分层开采采空区下大断面切眼支护

针对采空区下大断面切眼掘进围岩变形规律及控制问题,采用FLAC数值模拟对设计支护方案进行分析,并通过工程应用及现场实测验证支护方案的合理性.结果 表明:采用锚网索+金属棚+单体支柱联合支护有效降低顶板位移,以中部单体支柱为界形成一大一小两个下沉区域;支护后应力重新分布,前后表面形成鲜明对比,前表面卸压区分为一大一小半椭圆形,后表面应力分布状态与无支护条件基本一致;支护前后减沉率最大达到38.73％;现场应用监测顶板最大下沉值为12 mm,两帮移近量最大为6 mm.围岩控制效果良好,不仅为后续工作面开采提供参考依据,也为中外类似条件煤炭资源的回收利用提供良好借鉴.     

急倾斜重复采动软岩巷道失稳破坏分析

基于赵家坝煤矿3964巷道围岩稳定性控制,采用地质雷达现场探测和理论分析结合的手段确定了巷道围岩的松动圈范围,并对多次重复采动条件下急倾斜煤层软岩巷道围岩失稳破坏机理进行分析。结果表明:复杂的地质力学环境、重复采动影响和支护方式及参数不合理是造成巷道呈"底板隆起,顶板下挫"相互错动的非对称性变形破坏的主要原因。在此基础上,提出了以高强高预应力扭矩应力锚杆、高强度让压均压锚索为基础的非对称性多介质结构耦合支护对策,并在生产实践中取得了良好的技术经济效益。     

含水溶洞对采煤工作面覆岩移动的影响规律

含水溶洞的存在使得煤层覆岩移动规律存在特殊性。为了研究含水溶洞对煤层覆岩移动的影响,本文以贵州某矿作为工程背景,利用FLAC3D进行数值模拟研究,对比分析溶洞有无含水作用下煤层覆岩移动规律。研究结果表明:(1) 含水溶洞煤层开采情况下,溶洞围岩变形下沉量相较于无水情况增加了37.24%,随着推进距离的增加,溶洞靠近采空区侧底角出现明显的下沉现象,溶洞右帮出现向内挤压现象,溶洞围岩和煤层顶板应力集中区和破坏区逐渐贯通;(2) 溶洞含水情况相比于无水情况,覆岩运移在含水条件下得到加强,其中最大曲率增大了0.88mm·m-2、最大水平变形增大了1.81mm·m-1;(3) 随着采煤工作面的推进,含水溶洞围岩裂隙和煤层顶板裂隙不断扩展,当工作面推进至与溶洞水平距离小于10m时,溶洞围岩裂隙和顶板裂隙贯通,形成导水裂隙。研究成果对溶洞影响下的煤层开采顶板管理和地表沉陷防治具有理论和工程参考意义。     

孤岛煤柱应力集中区巷道布置改造及支护技术研究

冀中能源峰峰集团大淑村矿-450m水平原东翼三条大巷处于174102、172102工作面和174104、172104工作面中间的孤岛保护煤柱下方,三条大巷均采用锚网索喷支护、局部穿煤段采用U36支架加锚网喷联合支护,应力集中现象明显,巷道变形破坏严重,虽已加强支护并返修多次,但巷道围岩变形仍严重,无法保证正常安全使用。...     

复杂条件下大采高工作面围岩活动规律分析

为解决6.0 m大采高情况下巷道围岩较破碎、变形破坏严重、底鼓等问题,通过超前支承压力数值模拟、理论分析以及现场实测分析,对418工作面围岩破坏规律进行研究。结果表明:主关键层断裂初次来压步距为83.7 m,周期来压平均步距约为15 m,平均持续步距约为10 m,受采动和顶板岩性的影响,粉砂岩在煤墙内部切断后,加剧细砂岩裂隙发育、破碎、冒落等矿压现象,增加了来压的持续步距为10.3 m;应力峰值42 MPa,位于煤壁前20 m处,影响最大范围185 m,应力集中系数1.67～2.87。     

东海煤矿深部回采工作面矿压规律

为了得到深部回采工作面的矿压显现规律,采用相似模拟、理论分析、数值模拟与现场观测相结合的方法,对东海煤矿32#煤层左九工作面顶板活动规律,上覆岩层移动、破坏规律以及支承压力的分布规律进行了理论分析与实践研究,得出了该工作面顶板活动的各项参数和上覆岩层移动、破坏的范围以及支承压力的分布变化规律。研究表明,深部开采工作面随着采深增加,支承压力有所增加,支柱载荷也增大,但顶板活动规律、上覆岩层移动规律与浅部开采相比变化不明显。该结论为龙煤集团同类矿井进入深部开采阶段采场围岩控制设计提供了参考依据,对其他同类矿井具有很好的借鉴作用。     

大倾角煤层回采巷道断面适应性

基于大倾角煤层回采巷道围岩应力显现规律,采用数值分析方法对不同类型断面巷道的围岩塑性区及应力非对称分布特征进行研究,并建立异形断面巷道围岩破坏力学模型,确定其合理的支护方式.结果表明,大倾角煤层回采巷道围岩塑性区沿煤层倾斜方向演化,顶底板破坏深度大于两帮,且两帮破坏程度差异大;巷道断面形状不同,导致巷道围岩应力集中程度、塑性区及变形量等有很大差异;拱形巷道围岩变形适应性好,异形巷道两侧的顶角煤易发生剪切破坏,但考虑回采巷道掘进、设备运行及服务年限等需求,常用异形巷道;采用"锚网+钢带+锚索"的支护形式,加强异形巷道顶板帮及坡顶煤的支护,满足支护阻力大于F1和F2,可明显减少巷道围岩变形,保持巷道的稳定性.     

采动应力作用煤巷泥质复合顶板稳定性分析

 为研究采动应力作用软岩煤巷泥质复合顶板稳定态势,以高家梁矿20307工作面皮带煤巷为例,通过岩体微观结构特性分析和钻孔窥视仪对煤巷松动圈探测,确定泥质顶板煤巷为应力扩容膨胀型复合地质软岩,变形破坏力学机制为复合型Ⅰ_ABⅡ_BDⅢ_DA机制,提出锚网索带注的耦合支护对策机制,利用FLAC^3D对采用耦合支护对策后泥质复合顶板稳定性进行数值分析,采用现场监测煤巷变形的方法并将两者结果作对比分析。结果表明,软岩煤巷泥质复合顶板稳定性得到有效控制,验证了应力扩容膨胀复合型破坏机理的正确性和耦合支护对策的有效性,为相似地质条件软岩煤巷支护提供参考。     

保护层开采过程中围岩应力演化规律研究

分析了冲击煤层上保护层开采过程中围岩应力演化规律,研究表明：在工作面开采前方0～20m范围煤岩体内纵向压力处于增长阶段,应力集中系数达到2.0,在20～60m为纵向压力逐步恢复阶段,应力集中系数达到1.7,应力集中峰值出现在工作面前方5m处左右,工作面开采50m之后,超前支撑压力有规律的呈现两次应力集中和两次应力释放现象;分析了保护层采空区及工作面下覆不同垂直高度处围岩应力随煤层开采进度演化规律,指出采空区纵向应力随采空区深入,呈现逐步增大趋势,在采空区两侧下方被保护层应力值升高幅度要大于其中间区域,保护层工作面的压实作用传递到被保护层工作面在空间上稍微滞后,这个滞后的距离在30～40m之间。