S2106回风顺槽掘进和回采期间矿压监测

在为S2106回风顺槽提供支护设计与现场应用的基础上,对该顺槽的矿压进行了监测,检测结果显示:锚杆安装后,顶、帮锚杆载荷在前15天呈对数形式分别增长到110 k N和90 k N左右后趋于稳定;受本工作面采动影响,瓦排巷两帮最大移近量约为1.2 m,最大收敛速度约为190 mm/d,顶底板最大移近量约为1.5 m,最大收敛速度约为350 mm/d;由于超前支承压力的作用,巷道变形速度在10 m~15 m范围内达到最大,两帮和顶底板最大变形速度为91 mm/d和80 mm/d。     

深井软岩硐室群支护技术研究

为解决新河煤矿-980m水平硐室群在掘进及支护过程中的大变形问题，首先通过理论分析，研究了相邻硐室不同开挖顺序对围岩破坏的影响；其次运用FLAC^3D数值模拟软件对相邻硐室群的不同开挖顺序进行模拟，计算得到围岩塑性区最小破坏体积V_P,并得出最优施工方案，在上述研究基础上对已开挖硐室群进行支护设计，提出泵房主体及壁龛前期采用锚网、注浆锚索、喷浆，后期采用钢筋混凝土砌碹的联合支护方式，并对实施该支护方案的硐室群进行支护前后的数值模拟计算，计算结果表明，水泵房主体硐室顶板最大下沉量由927mm下降至30mm,底臌量由1 036mm下降至6mm,主体泵房左帮移近量由1 010mm下降至10.9mm,壁龛掌面移近量由700mm下降至9.9mm,围岩变形得到有效控制.顶底板位移现场监测结果表明，监测断面两帮最大移近量为8mm,顶底板最大移近量为15mm,巷道支护效果良好，能有效控制围岩变形.     

基于超静定理论及数值模拟的胶结矿柱稳定性分析

 为科学、精确地评价井下胶结矿柱的稳定性,提出基于超静定理论及数值模拟的矿柱稳定性分析方法。将人工胶结矿柱简化为超静定结构,建立超静定理论模型,计算矿柱在尾砂充填体不均匀侧压载荷、自重和顶部冒落拱压力综合作用下的最大应力,并采用Midas 有限元软件模拟分析矿柱的有效应力及应变位移,结合废石块胶结模型的单轴抗压强度试验值对矿柱的稳定性进行评价。以大红山铜矿人工胶结矿柱为例的分析结果显示,超静定理论模型计算的最大应力为6.27 MPa,数值模拟的最大应力、最大位移为3.55 MPa 和40.46 mm,试验测得的胶结废石块模型单轴抗压强度为10.9 MPa,表明采用超静定理论计算与数值模拟相结合评价矿柱稳定性的方法可行。     

特殊条件下巷道锚索支护结构与参数研究

现场采集五家沟矿5#煤层及顶板煤岩试样,实验室测定其力学参数。运用数值模拟方法,研究简式桁架锚索与单体锚索不同组合结构围岩控制效果,得出厚煤顶块裂煤巷简式桁架锚索关键支护参数。结合工程类比法设计5#煤层辅运大巷简式桁架锚索与单体锚索"交错布置"组合支护方案。实测顶底板相对移近量152 mm、两帮移近量125 mm,围岩控制效果良好。     

采用工作面超前注水法提高跨采底板巷道围岩稳定性

在蒋庄煤矿3下煤层710工作面实际跨采工程中,为降低上部工作面超前支承压力峰值对底板巷道的影响,提出工作面超前注水法。通过分散上部工作面开采形成的超前支承压力,降低支承压力峰值,避免过大的应力峰值集中传递到底板巷道围岩而导致底板巷道围岩失稳。结果表明,超前注水后,煤体强度降低23%,底板巷道的顶底板移近量最大160mm,超前影响距离为70m,达到预期效果。     

高应力巷道钢管混凝土支架支护围岩稳定性分析

针对高应力巷道围岩控制难度大的问题,对鹤壁三矿高应力巷道的钢管混凝土支架支护后的巷道围岩变形破坏情况进行了理论分析和数值模拟.理论计算表明,Φ219×8mm型钢管混凝土支架极限承载能力是2 595.04kN,可提供极限支护反力为1.8MPa.数值模拟结果显示,支护后巷道最大垂向位移172mm,两帮位移82mm,变形量较小,满足巷道围岩控制要求.现场实测发现两帮和顶底板变形均发生在施工后30d内,最大移近量为40mm和60mm;后期变形量无明显增长,巷道围岩保持稳定.     

大断面煤巷锚网索联合支护安全技术研究

结合某大断面巷道(断面面积34.125m2)的现场工程实际,采用自然平衡拱理论计算围岩塑性区破坏深度,并据此设计锚杆索支护相关技术参数。采用FLAC2D数值模拟和现场工程实测等方法验证支护的合理性和科学性,现场工程实测表明:巷道开掘50m后,巷道变形趋于稳定,顶底板累计变形量为114mm,两帮累计移近量为91mm,满足安全生产需求,巷道稳定性较好。     

挂帮矿充填法开采对高陡边坡及采场围岩稳定性的影响

以大冶铁矿高陡边坡下2#挂帮矿回采为工程背景,首先采用GEO--SLOPE软件对挂帮矿开采中边坡稳定性进行了分析;然后通过现场监测及模型相似实验相结合的手段,研究矿柱及围岩的应力及位移变化规律,探讨了挂帮矿充填法开采对采场围岩稳定性的影响.研究表明挂帮矿所在露天初始边坡经过扩帮及内部开采后,安全系数平均值由1.274下降至1.005,边坡稳定性较差;目前空区采场矿柱及围岩稳定性较好,但必须对现有采空区进行充填,改变空区及矿柱应力集中状态,才能进行矿柱及顶底板矿石回采.     

深部开采巷道滞后突水防治技术

针对深部矿井巷道受承压水威胁在巷道服务期间易产生滞后突水问题.采用理论分析方法,研究了巷道滞后突水防治技术.分析结果表明:随着时间的延续,巷道围岩有效隔水层在矿压及水压长期作用下,围岩破坏范围逐渐扩大,裂隙进一步扩展,有效隔水层受到破坏,裂隙与高承压水连通,形成突水通道;分析了突水时间效应及防突水措施机理,提出了通过优化支护参数达到增强防突潜能的目的.基于悬吊理论和Ansys软件,对巷道支护参数及安装载荷进行了优化.结果表明:断层破碎带附近巷道顶底板最大位移量为132 mm,两帮移近量最大为123 mm,顶板离层量为8～15 mm,巷道围岩得到了有效控制,在服务期间,没有发生淋水等现象.该成果对预防巷道滞后突水有一定指导意义.     

深部回采矿柱稳定性影响因素分析及其应用

为研究深部回采过程中矿柱稳定性影响因素的敏感程度,在保证矿柱安全的前提下,科学设计合理的矿柱宽度至关重要。以黑良山磷矿为研究背景,分析深部回采矿柱承载机理、失稳形式和主要影响因素,运用普氏理论和BIENIAWSKI矿柱强度公式推导方形矿柱的安全系数计算公式。设计基于正交试验的极差分析法对矿柱稳定性影响因素的敏感性进行分析,并研究矿柱安全系数与主要影响因素之间的关系。结合黑良山磷矿工程实例,计算深部开采中矿柱的合理宽度。研究结果表明:对矿柱稳定性影响最显著的因素为矿柱宽度、矿房宽度和矿柱抗压强度;矿柱安全系数随矿柱宽度的增加呈幂函数递增,随矿房宽度的增加呈负指数递减,随矿柱抗压强度的增加呈线性函数递增;验证了所计算的深部开采中矿柱宽度的合理性,可为深部开采中矿柱合理宽度设计提供依据。