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。     

低应力软岩复合顶板大变形煤巷支护技术

 低应力软岩复合顶板煤巷,虽然埋深较浅,围岩自重应力水平不高,但因顶底板岩层岩性及结构的特殊性,巷道围岩具有软岩的特性。以黑沟煤业有限公司主采4-2煤层回采巷道为工程背景,对该地质条件下巷道支护技术进行研究,结果表示,锚杆支护产生的夹持作用可提高巷道浅部围岩完整程度及深部围岩承载能力,缩小浅部围岩的破坏范围;锚索支护能够提高深部围岩与浅部围岩的整体性,减缓围岩的整体沉降运动趋势;金属网与钢带可加强对表面围岩的约束作用,限制破坏区向深部发展和表面围岩的冒落变形,减小顶板岩层的变形;底角锚杆能够促使应力峰值向深部的转移,减轻垂直应力向水平应力的转化程度,控制巷道底臌变形。上述支护方式的综合运用,可实现复合软岩大变形煤巷的有效支护。     

不等长工作面覆岩破坏规律的数值模拟分析

针对不等长工作面煤层开采日渐增多的现状,采用数值模拟与理论分析相结合的方法,对采场覆岩的破坏特征及支承压力的分布状态进行系统研究,并相应模拟出工作面前方应力场与位移场的演化规律。结果表明:工作面自开切眼开始向前推移,推进到工作面"见方"期或斜长的整数倍位置时,顶板活动剧烈,覆岩空间结构发生新旧更替,形成了"O"型破断区;不等长工作面推进过程中岩层运移极不规则,推进距离在衔接面前后20~30 m的范围内,应力波动较大,数值变化明显;回采期间支承压力对覆岩活动产生了重要影响,其大小约为水平应力的1.5~2倍;就采动过程中竖向位移的变化而言,巷帮移近量远大于顶底板变形量,故工程实践中应特别注意对巷帮及顶板的加固和维护。     

构造应力对煤层顶板稳定性影响的数值分析

煤层顶板垮落是煤矿生产常见的灾害,煤层顶板稳定性预测是防治顶板事故的关键技术措施。构造应力是影响煤层顶板稳定性的重要因素之一。利用FLAC3D软件,分析在构造应力的影响下煤层顶板在采动过程中的变形破坏特征,以及不同侧压条件下煤层顶板的移动规律。结果表明,顶板破坏在岩梁中部是由下向上发展的,在一定的条件下,随着水平构造应力的增大,顶板破坏范围逐步减小,顶板岩层的位移逐步减小。     

不同侧压系数下复合地层变形破坏特征数值模拟

针对中国中西部挤压造山带大埋深不同侧压系数(0.5~2.0)下复合地层在工程开挖扰动下复杂叠加的变形破坏特征,采用有限差分程序FLAC3D对3种不同组合型式的复合地层开展了数值模拟研究。同时结合软岩和硬岩解析解的分析对比,发现开挖卸荷作用下复合地层位移量比均质软岩小,前者随侧压系数增加位移量较大的点由顶拱向边墙转移变化。硬岩中富集的主应力比软岩中高。软岩塑性区半径最大的是前软后硬型,比上下叠置型复合地层的结果大很多。后者接近该深度下的均质软岩隧道的塑性圈半径。本文结果可为复合地层中隧道工程设计和施工提供参考。     

不同采出率下覆岩移动的数值模拟

为准确而有效的掌握条带开采上覆岩层移动规律,采用FLAC3D数值模拟软件,对辽宁省灯塔市西马煤矿北二采区西上岗子村下压12煤在不同采出率开采条件下,采空区上覆岩层变形传播规律进行研究,对采空区覆岩及对应地表布设位移测点得到竖向和水平位移变化曲线.研究结果表明:随着采出率由40%增加到50%,再到60%,采空区顶板测点最大竖向位移增量分别为51.51 mm和119.56 mm,对应地表最大竖向位移增量为17.38 mm和65.67 mm,而水平位移随采出率变化关系与竖向位移相似,但其受到开采影响范围相对小一些;当采出率一定时,在同一位移观测线上,采空区顶板对应测点移动变形量大于煤柱顶板对应测点的移动变形量,这种高差趋势向地表方向而逐渐减小.最后,通过对竖向位移与采出率变化关系进行拟合分析,得到采空区顶板和对应地表最大竖向位移与采出率呈幂函数增长关系.     

浅埋煤层覆岩三轴渗透试验及渗流-应力耦合方程

研究浅埋煤层覆岩,尤其是风化岩石在采动条件下的渗透性与应力变化的关系,对揭示松散含水层下开采顶板突水机理具有重要意义。运用采自潘三煤矿西风井浅部煤层覆岩样进行三轴全应力-应变渗透试验,分析了风化和未风化岩石在变形破坏中的渗透率变化规律,并拟合出渗流-应力耦合方程。研究结果表明:无论风化与否,岩石一般皆在峰值后的应变软化阶段渗透性能才达到最大,峰值前的应力-渗透率的关系呈负指数函数关系,而峰值后二者呈现正指数关系;风化岩石或软弱岩石在屈服后,渗透率的增长倍数远远不如硬质岩石,表明顶板软弱覆岩即使受采动破坏的影响,其渗透率也变化不大,这对松散含水层下采煤缩小防水煤柱开采是有利的。     

大倾角综采工作面覆岩运移规律

为研究大倾角综采工作面覆岩运移规律,运用FLAC3D数值模拟软件建立模型,分别模拟了煤层开采过程中不同推进距离的围岩垂直应力分布,以及顶底板垂直位移,并通过现场对液压支架工作阻力沿推进方向和倾斜方向的统计分析,进一步分析了大倾角工作面覆岩运移特征.结果表明:大倾角煤层开采过程中,沿工作面倾斜方向垂直应力和位移具有非对称性,中部和上部覆岩位移量和垂直应力释放范围均较下部大,覆岩活动较为剧烈.研究结论为工作面支架安全管理提供了依据.     

大采深综放开采地表移动变形规律

为研究在大采深综放工作面开采条件下地表移动变形规律,以陈家沟煤矿八采区8512,8513综放工作面地表移动观测数据为基础,分析在大采深综放工作面条件下开采一个工作面与开采两个工作面后的地表移动变形规律。另外,运用概率积分法建立模型,根据观测数据进行反演模拟修正预计参数,得出在该条件下的概率积分预计参数,并总结充分采动条件下地表移动变形规律。结果表明:在大采深综放开采条件下,开采一个工作面时,地表属于极不充分采动,大采深极不充分采动地表移动变形一般较小,地表损害一般在Ⅰ级以内,开采后地表建筑物能够安全使用;开采两个工作面后,地表属非充分采动,地表水平移动范围较常规开采条件下范围要大,且水平移动范围一般比下沉范围大;预计在第四个工作面开采后地表达到充分采动。非充分采动条件下,下沉盆地呈非对称分布,最大下沉点不在采空区中心上方;在达到充分采动条件时,最大下沉值处于采空区中心上方,从盆地中心至边缘下沉值逐渐减小趋于0;拐点处的水平变形值与曲率值均为0.反演得出大采深综放工作面地表移动预计参数及地表移动角量参数,预计地表达到稳态时,地表最大下沉量为5 003 mm.此成果能够为该矿"三下开采"评价提供理论依据。     

深部软岩巷道围岩分区破裂模拟实验

为研究深部软岩巷道破坏特征和机理,采用与实际工程岩体结构相似的巷道围岩物理模型进行三维模拟试验,考虑了不同应力水平、岩性(软岩和硬岩)、岩体结构特征(节理及层理分布)以及支护形式等因素,通过对比分析在弱、强支护条件下围岩内部不同深度的应力状态和位移,归纳出巷道围岩分区破坏的原因和影响因素,同时提出了主应力方向的旋转对巷道围岩的破坏作用,初步认为深部巷道分区破裂主要是剪切和张拉破坏共同作用的结果,这对于探索软岩巷道变形破坏规律和指导支护技术具有重要意义.     

基于ＦＬＡＣ３Ｄ数值模拟厚大矿体开采方案与采场稳定性研究

针对淮南某厚大铁矿-500 m中段采场回采,应用FLAC3D建模并进行开挖模拟.对不同开采方案中采场稳定性进行研究分析表明:采场开挖后,在采场四周角落处应力集中最大,易产生剪切破坏,在顶板中央发生位移变形最大,采场顶板容易垮塌;采场长宽为30 m×30 m时,采用两矿房或三矿房同时回采,采场保持稳定,最大应力集中系数为1.5,矿岩自身强度满足自稳要求;采场长宽为40 m×40 m,三矿房同时回采时,由于采空区暴露面积过大,集中系数达1.7,顶板受拉且充填体受压发生剪切破坏,矿岩不足以维持自稳状态.在大规模开采条件下,最终选定采场参数30 m×30 m三矿房同时回采为矿山开采方案.     

两硬浅埋条件下6.0m采高工作面顶板运移规律数值分析

大采高开采是特厚煤层实现高产高效的主要方式之一.为了确保张家峁煤矿浅埋坚硬煤层和顶板两硬条件下大采高工作面安全高效开采.基于室内岩石力学实验,获得了力学参数,采用三维有限差分计算程序-FLAC3D,计算并分析了浅埋、坚硬煤层顶板条件下大采高开采的顶板运移规律.研究表明,在6.0m大采高开采过程中,随着工作面的推进,超前支承应力不断变化.工作面超前支承压力影响范围变窄、压力峰值向工作面内移,超前支承压力均高于未受采动影响下的状态.这为现场安全开采提供了理论依据.     

基于FLAC~(3D)数值模拟厚大矿体开采方案与采场稳定性研究

针对淮南某厚大铁矿-500 m中段采场回采,应用FLAC3D建模并进行开挖模拟.对不同开采方案中采场稳定性进行研究分析表明:采场开挖后,在采场四周角落处应力集中最大,易产生剪切破坏,在顶板中央发生位移变形最大,采场顶板容易垮塌;采场长宽为30 m×30 m时,采用两矿房或三矿房同时回采,采场保持稳定,最大应力集中系数为1.5,矿岩自身强度满足自稳要求;采场长宽为40 m×40 m,三矿房同时回采时,由于采空区暴露面积过大,集中系数达1.7,顶板受拉且充填体受压发生剪切破坏,矿岩不足以维持自稳状态.在大规模开采条件下,最终选定采场参数30 m×30 m三矿房同时回采为矿山开采方案.     

东欢坨矿动压大变形巷道锚网索支护参数优化及实践

为解决动压影响条件下深井软岩大变形巷道难以维护的问题,本文对东欢坨矿巷道围岩弱结构变形特征和锚固支护机理进行了分析,考察了回采巷道受采动影响的围岩变形特点,对现有锚网索支护参数进行了系统优化,继而提出了该矿深井软岩大变形巷道锚网索支护的设计方案:锚杆提高围岩自身承载能力+底角锚杆控制底鼓+锚索缩小顶板岩层拉应力区范围+金属网形成柔性支护体系。井下实测结果表明,锚网索联合支护可实现大变形软岩回采巷道的有效支护。为其它矿区类似条件下的动压巷道合理支护提供了借鉴。     

极近距离煤层重复采动矿压显现规律

为深入研究极近距离煤层重复采动矿压显现规律,以六家煤矿SⅡN26-7工作面为研究对象,采用数值模拟、相似材料模拟试验和现场监测的方法,对围岩应力、覆岩运动规律、工作面超前采动影响范围进行分析.研究结果表明:在上部6-6煤层开采的影响下,SⅡN26-7工作面超前支承压力峰值降低了7 MPa;顶板初次垮落步距和周期来压步距与开采6-6煤层相比减小了13.5 m和7.3 m,应力峰值距煤壁距离减小了4 m,应力集中系数降低了0.5;工作面超前采动影响范围为35 m;极近距离煤层重复采动,工作面超前支承压力、顶板来压步距均有降低,矿压显现强度有所减弱.     

建筑群下覆岩加固协调开采减损方法

应用采动地表位移变形的极坐标模型,通过计算机预计模拟和全盆地位移变形等值线图优化分析,结合离层带注浆充填技术,得出采动对建筑物影响最小的工作面布置方式及其有关参数,通过改变工作面的布置方式和参数,有效地减少地表位移变形程度和控制覆岩下沉,从而达到保护建筑物,提高回采率的目的。这种方法安全、经济、技术管理简单可行。     

薄煤层上行开采顶板巷道活动规律及支护

小河嘴煤矿2016(24)工作面为201采区24煤层首采面,24煤层厚度为0.3~0.75 m,厚度不稳定,瓦斯含量高,顶板为坚硬的中粒砂岩,在开采时伴有淋水,工作面顶板管理较为困难,月推进度仅为8~30 m,长期达不到设计产量,针对以上诸多问题,矿对上行开采进行了可行性研究,确定对顶板巷道的采用"锚杆+锚索+金属网+钢筋梯"的组合支护方式进行了支护。实践表明:上行开采顶板巷道活动可分为起始活动区、强烈活动期和活动衰退期;加强支护后两帮移近量明显减少,顶底板移近量减少不明显,说明巷道顶底板变形以底板变形为主,在锚网索联合支护作用下,使巷道顶板压力向巷道两侧深部转移,降低了两帮压力,利于巷道两帮稳定。上行开采顶板巷道不同支护区顶板绝对位移量不大,与煤层下沉量相接近,说明上行开采巷道顶板位移较为准确的反映了顶板覆岩的活动情况。     

采场岩移规律现场监测试验及时间序列预报

结合新城金矿开采实际,设计顶板岩移监测方案,分析监测数据,并进行岩移变形时间序列预报。采场顶板监测表明:每2 d岩移量在-2.00～2.00 mm之内,100 d累计岩移量不超过20.00 mm;最大岩移量位于顶板中心,最小岩移量位于采场两帮;岩移量沿采场走向呈现出先增后减的规律;岩移量随时间逐渐趋于稳定,顶板累计岩移量不超过25.00 mm;矿山目前支护方式可确保采场安全;采场支护应在岩层应力完全释放前进行,锚杆网度应根据现场情况适当加大。     

深部高应力软岩巷道注浆时机优化分析

基于支护-围岩共同作用原理分析,揭示朱集西煤矿深部高应力软岩巷道围岩收敛变形与支护强度及围岩自承力的变化关系,获得巷道围岩位移与支护强度的关系曲线。采用FLAC3D内嵌的Fish语言编程,提取巷道围岩塑性区、拉伸破坏区及剪切破坏区体积数,揭示不同岩性与埋深条件下巷道围岩变形和塑性区扩展随应力释放率的演化规律,再现巷道围岩从局部破坏直至整体失稳破坏的演化过程,提出以应力释放率阈值作为判定注浆时机的指标。研究结果表明:确定当围岩变形量为150 mm时,实现存储于围岩内变形能的充分释放及围岩自承力的最大利用。采用应力释放率阈值60%和围岩变形量150 mm作为判定注浆时机的指标是合理的,两者可相互验证。提出"锚网索喷+注浆+底板锚注"联合支护技术方案,解决了深部高应力软岩巷道支护难题,验证了所确定的注浆时机是合理、可行的。     

建筑群下覆岩加固协调开采减损方法

应用采动地表位移变形的极坐标模型，通过计算机预计模拟和全盆地位移变形等值线图优化分析，结合离层带注浆充填技术，得出采动对建筑物影响最小的工作面布置方式及其有关参数，通过改变工作面的布置方式和参数，有效地减少地表位移变形程度和控制覆岩下沉，从而达到保护建筑物，提高回采率的目的。这种方法安全、经济、技术管理简单可行。