综放沿空掘巷围岩稳定性分类模型及应用

讨论了综放沿空掘巷围岩的稳定性，并根据理论分析、实践经验和现场观测数据的整理分析，构造了综放沿空掘巷围岩稳定性影响因素的隶属函数，建立了灰色-模糊分类模型；实际应用表明，该模型准确、可靠，对于综放沿空掘巷的支护设计、施工和管理具有指导作用。     

沿空掘巷合理窄煤柱宽度确定与围岩控制技术

进一步掌握沿空掘巷围岩控制技术.以枣泉煤矿12203工作面为研究对象,通过理论计算与数值模拟相结合的方法,确定窄煤柱的宽度为6 m,以沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性为理论基础,认为解决沿空巷道围岩稳定问题必须使得围岩小结构与其外部大结构保持相互协调,而保持小结构的稳定性是沿结果表明:空掘巷稳定的根本,根据围岩强度强化理论,采用高强度高预应力锚网索联合支护,并在窄煤柱侧进行注浆加固.经过现场工业性试验,该方法能够有效控制巷道的变形,实现该类巷道的稳定.     

放顶煤开采沿空掘巷矿压显现特征模拟分析

采用数值模拟的方法,设计了不同的试验方案,建立了放顶煤沿空掘巷的数值模型;通过对计算结果整理,分析了采空区压实状况对沿空掘巷围岩稳定性的影响。研究表明,采空区压实稳定是改善沿空掘巷维护状况的先决条件。这可为放顶煤无煤柱护巷提供理论依据。     

放顶煤开采沿空掘巷矿压显现特征模拟分析

采用数值模拟的方法，设计了不同的试验方案，建立了放顶煤沿空掘巷的数值模型；通过对计算结果整理，分析了采空区压实状况对沿空掘巷围岩稳定性的影响。研究表明，采空区压实稳定是改善沿空掘巷维护状况的先决条件。这可为放顶煤无煤柱护巷提供理论依据。     

深井高应力综放沿空掘巷围岩控制技术

随着矿井开采向深部延伸,工程地质环境日趋复杂,使得深部煤巷支护愈加困难,为了更好地解决深部综放沿空掘巷的支护问题,在地应力测试和岩石力学试验的基础上,分析了深部综放沿空掘巷变形机理,并针对其破坏特征,通过数值计算、理论与工程类比相结合的研究方法,确定了掘巷留设窄煤柱的合理宽度、支护方案和参数,工程应用效果表明,这种综合...     

综放沿空煤巷不同支护方式围岩变形演化规律的数值模拟

针对综放开采沿空掘巷围岩控制的问题,采用数值模拟方法,以山西兰花集团公司大阳煤矿3203综放回风顺槽为研究对象,利用FLAC3D计算程序系统模拟了留设5m煤柱护巷时回采巷道围岩和小煤柱应力演化过程,对无支护、有支护情况下的巷道顶、底板及两帮的应力分布特征,巷道围岩位移特征和沿空煤巷围岩破坏区演化规律进行了对比分析.结果表明,锚杆(索)支护形式能有效控制围岩变形破坏,并且施加锚杆(索)支护后围岩松动范围能有效控制在锚杆(索)锚固范围之内,为保证综放沿空煤巷的稳定提供了理论与技术依据.     

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.     

深部沿空掘巷肩角锚杆破断机理分析

针对深部沿空掘巷肩角锚杆破断问题,通过建立肩角锚杆力学模型,分析肩角锚杆在围岩变形破坏影响下的杆体受力特征,得出锚杆剪力沿锚杆长度分布曲线,揭示了深部沿空掘巷肩角锚杆破断机理,认为W钢带对锚杆的剪切力是造成锚杆破断的主要原因;运用FLAC3D数值模拟软件进行计算,得出锚杆受力曲线与力学分析基本一致,有效验证了理论分析的可靠性.提出采用钢带托盘代替"W"钢带的改进措施,并成功应用于工程实践,肩角锚杆破断显著减少,保证了深部沿空掘巷围岩的支护效果.     

沿空掘巷围岩变形特性

一般认为沿空掘巷掘进期间的围岩变形可分为减速和稳定变形两个阶段。实际观测发现，上述两阶段之前尚有一加速变形阶段。加速阶段的长短取决于应力与长期强度的比，它体现了围岩变形的剧烈程度，可作为衡量巷道稳定性的一项综合指标。沿空掘巷有一些特有的技术因素影响其围岩变形。本文给出了沿空掘巷围岩变形的表达式，并认为用长期强度理论说明和处理岩石变形、破坏问题，更具有一般性和更符合工程实际     

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。     

深井大断面沿空掘巷底臌变形控制技术研究

巷道支护问题一直是煤矿安全生产和建设的难题之一,根据深井大断面沿空掘巷难支护的特点,数值模拟分析了加固巷道不同部位的效果及其机理,提出"强顶、固帮、控底"全断面控制深井大断面沿空掘巷底臌变形的技术思路,并应用于工程实践,取得了良好的技术经济效果。     

综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律

研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征. 揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同而演化的轨迹. 深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量,并根据控制变量的取值对系统稳定性区域进行了划分,对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价,对综放沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议. 提出并实施了"以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅"的综合控制技术.     

基于数值模拟的塔山煤矿8104综放面瓦斯治理方案选择

本研究首先对塔山煤矿8104综放面的瓦斯抽放必要性和可行性进行了分析,结果显示,该工作面需要进行瓦斯抽放,而且,不具备本煤层瓦斯预抽条件。提出了解决该工作面邻近层及采空区瓦斯涌出的三种方案,即上隅角抽采、顶板巷自然引排和顶板巷抽采;然后,采用数值模拟手段对这三种方案条件下的瓦斯运移规律进行研究,得出了相应的工作面及采空区压力分布、空气速度分布及瓦斯浓度分布图。研究结果显示,采用上隅角瓦斯抽采和顶板巷密闭抽采后,虽然可以大幅度降低上隅角瓦斯浓度,但是,容易导致采空区遗煤自燃;采用顶板巷自然引排瓦斯后,也基本上能够解决上隅角瓦斯问题,但是,采场瓦斯浓度容易超限。因此,建议该工作面采用顶板巷自然引排和喷洒活性剂相结合的措施来治理瓦斯,既可有效防止上隅角瓦斯超限,又可最大限度降低对采空区自然发火的影响。     

近距离采空区下大断面巷道顶板稳定分析

近距离采空区下大断面巷道顶板受煤层开采和巷道掘进两次采掘扰动,为研究两次扰动对巷道顶板稳定性的影响,以任楼煤矿Ⅱ8224切眼巷道为工程背景,利用理论分析、数值模拟及现场实测的方法,对采空区卸荷影响深度和巷道采掘扰动特征进行分析。结果表明：采空区卸荷影响深度的理论计算结果、数值模拟计算结果与钻取岩芯分析结果三者一致,受卸荷影响范围内的岩层会向上隆起;采空区下大断面巷道顶板的下沉时间为14d,最大下沉速度仅为15 mm/d。得出结论：采空区卸荷对煤层底板的扰动破坏影响深度为5.2 m;受采空区卸荷影响,巷道顶板下沉时间、下沉速度和下沉量较小。     

沿空掘巷锚网梁索联合支护技术

本文结合沿空掘巷支护特点,通过数值模拟分析确定了山脚树矿21128回风巷合理煤柱的留设宽度为7 m.采用钻孔岩层结构探测技术手段对巷道围岩松动情况进行探测,确定了巷道松动圈影响范围一般在2.2 m左右,为支护方式的确定和支护参数优化提供了实际依据,提出了锚网梁索支护方案.通过FLAC3D有限差分软件分析和工程监测结果表明,巷道围岩变形在安全生产允许范围内,顶板离层较小,巷道围岩得到了有效控制.     

临空区回采巷道优化布置防冲技术研究及应用

为提前预防临近采空区侧回采巷道发生的冲击矿压灾害,基于临空区回采巷道冲击破坏机理,提出了降低静载以避开支承应力集中区为原则、削弱动载以增大传播介质衰减指数为原则的临空区巷道优化布置方式,建立了力学模型,理论计算了外错布置的布置参数,并通过数值模拟方法对其进行验证,对比分析了2种不同布置方式的所受动静载情况.结果表明:采用外错布置方式后围岩稳定性好、抗矿震扰动能力强,结合现场工程实践,采用外错布置技术取得了明显有效的防冲效果,实证了其在冲击矿压防治方面的突出性.     

复采条带煤柱沿空掘巷稳定性研究

详细分析了条带煤柱复采时沿空掘巷的支护特点。预板锚杆对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用,只有提高围岩的强度,发挥围岩的自承能力才能对巷道起到有效的支护作用。针对岱庄煤矿矿2351工作面的具体地质条件确定了具体的支护方式。通过对巷道的支护效果监测分析在该支护方式下,巷道两帮及预板在巷遭开挖初期变形明显,两帮变形尤其是非生产帮变形明显大于项板变形;由于采空区上方顶板跨落倾斜作用于非生产帮外侧,非生产帮2．2m处所受压力大于1．0m处所受压力;巷道掘进完成以后变形和压力仍然有所增加,但最终趋于稳定。研究表明采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力错索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。     

锚支巷道沿空延迟冒落采空区风流规律研究

锚杆锚索支护的回采巷道采后不及时冒落,形成特殊的沿空漏风边界的采空区流场.运用有限元数值模拟方法,结合铁法小青矿S2-705工作面现场实际,从理论上描绘了采空区漏风流动规律的改变特征,给出风流强度分布图解.研究认为,不冒落形成的沿空漏风边界是工作面向采空区的漏入、漏回的主流边界,漏风强度最高;贴近工作面边界的冒落非压实带存在平行渗流.这种流势导致了在下游回风侧的沿空巷道内形成瓦斯集聚,并提出了预先拆锚杆卸顶或局部通风机抽排放两种解决途径.图5,参5.     

沉积型铝土矿采空区矿柱-顶板支撑系统滑移突变失稳分析

基于沉积型铝土矿采空区失稳多为沿结构弱面滑移剪切破坏的特征，借助能量耗散理论和突变理论，构建矿柱-顶板支撑系统滑移突变失稳模型，研究受结构弱面影响的系统失稳机制，分析各内控因素对采空区稳定性的影响.结果表明:采空区突发滑移失稳是由支撑系统的内控因素和外控因素协同作用的结果.外控因素既定条件下，各内控因素敏感度由大到小依次为:采空区跨度b，矿柱宽度a，软弱带厚度B，结构弱面倾角θ，矿柱屈服区宽度c.软弱带厚度B和结构弱面倾角θ的敏感度略小于采空区跨度和矿柱宽度的敏感度，在实际工程中，应密切关注结构弱面因素的影响.晨光铝土矿工程实例验证了计算结果的可靠性.研究成果可为此类矿山采场参数设计提供依据.