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.     

预掘回撤通道末采应力叠加效应及围岩破坏规律分析

为得到末期期间回撤通道围岩破坏控制方法,通过数值模拟对回撤通道周围集中应力与工作面采动支承压力叠加效应及围岩破坏规律进行分析,并开展了现场验证。研究结果表明：随着工作面与回撤通道距离减小,叠加应力值逐渐增加且向回撤通道正帮转移,导致回撤通道破坏由正帮侧向工作面方向移动。由于应力叠加效应增强,工作面在距离回撤通道20 m时,随着工作面推进,顶板塑性破坏由原先稀疏破坏变为密集破坏。工作面与回撤通道间的煤柱破坏前,工作面靠近回撤通道过程中回撤通道正副帮均发生破坏,且在煤柱小于5 m时正帮破坏较副帮严重,煤柱全部破坏后,顶板失去支撑,导致回撤通道顶板回转,顶底板破坏范围相应增加。控制回撤通道正帮的稳定性是控制回撤通道大变形的关键。     

平顶山矿区深部巷道围岩蝶形破坏机理及 控制对策

以平煤六矿戊二轨道上山为工程背景,通过理论分析、数值模拟和现场试验等方法,对巷道围岩变形和破坏特征展开深入研究,阐明了巷道围岩蝶形破坏机理:受工作面开采扰动的影响,临近巷道的围岩应力场重新分布,围岩主应力方向旋转使蝶形塑性区的方向发生改变,致使巷道顶底板和两帮中部塑性区的深度增加,极易发生"蝶叶"型冒顶、片帮和底鼓等灾害.基于蝶形破坏机理,有针对性地提出新支护方案,通过对比,在支护效果上,新支护方案比原支护方案有了明显的提升,基本满足巷道使用需求.     

动压巷道顶板非均匀剧烈变形机理及其稳定性控制

针对布尔台矿保留巷道受一次采动影响后出现的顶板非均匀剧烈下沉且补强微效的情况,综合现场监测、理论分析、数值计算等方法,分析采空区侧方应力分布规律及其影响下的巷道塑性区发育特征,并对支护阻力对采掘应力场和采动塑性区的控制作用进行系统研究。研究结果表明:1)巷道围岩围压比控制围岩塑性区的发育形态,不同强度的围岩对蝶形塑性区的成蝶敏感性不同,且蝶形塑性区具有方向性;2)受采动影响,采空区侧方最大最小主应力的变化引起主应力方向与围压比处于动态变化中;3)受应力变化的影响,侧方不同位置塑性区也是变化的,且不同围岩成蝶敏感性的不同导致顶板出现隔层塑性破坏,非均匀塑性区内岩石破坏对应的膨胀压力及碎涨变形导致巷道非均匀剧烈下沉及锚索破断;4)巷道工程现有支护水平对采动塑性区的控制作用有限,解释了给定条件下大密度补强的作用有限性。     

大倾角厚煤层软弱围岩煤柱支承压力监测分析

大倾角软弱围岩环境下,工作面巷道扰动区内煤柱应力变化及分布特征复杂.开采扰动、煤厚及倾角因素的影响易造成区域内巷道围岩局部附加变形失稳和支护失效,而理论推导和定量验证得到的护巷煤柱参数往往与实际差别较大.基于现场地质力学调查,借助钻孔应力探测仪对工作面主运巷下帮护巷煤柱纵向和倾向移动支承压力显现特征进行了监测分析.得出纵向和倾向移动支承压力峰值位置和分布范围,并根据弹塑性极限平衡理论对峰值位置进行了计算和对比分析,为改善巷道维护状态和提高煤炭资源采出率及类似条件下的厚煤层开采提供有益借鉴.     

不同煤层倾角条件下区段煤柱应力分布数值模拟研究

针对平煤集团十三矿煤层倾角变化大,回采巷道支护困难等问题,通过岩石力学参数测试分别模拟煤层埋深300m、500m、800m和倾角0°、25°、30°情况下区段工作面侧向压力分布规律和区段煤柱受力情况,并对12020区段运输平巷（下巷）实体煤侧的应力及围岩变形监测、。研究结果表明：随煤层倾角增大下区段运输巷与上区段回风巷两侧应力承非对称分布,采场顶板应力分布也是高度不均匀、不对称的,侧向水平应力峰值随煤层倾角增大而增大,且工作面后方增加幅大于工作面前方;峰值位置随煤层倾角增大而逐渐靠近煤壁。煤层倾角加大时,应力明显偏向下区段运输巷,使得下区段运输巷顶部出现明显应力集中,随着煤层倾角的增大,这种差异有扩大的趋势。数值分析结果和现场抽采参数分析结果基本吻合,对区段煤柱优化和巷道安全支护具有重要意义。     

综放工作面煤柱合理宽度确定及巷道支护设计

应用FLAC3D数值模拟方法对河南某矿31111综放工作面在留设不同宽度煤柱条件下,护巷煤柱的破坏状态、煤柱上的支承压力以及巷道围岩位移变化特征及其变化规律进行了分析研究。根据分析研究结果,并结合该矿实际情况综合考虑,确定了该矿31111综放工作面留设护巷煤柱宽度为10 m,同时对巷道围岩进行了支护设计,确定了巷道支护参数.采用上述技术措施后,工作面煤炭损失量减少了45.5万t,煤炭采出率提高了4%,巷道围岩变形稳定.     

矿压峰值点极限和无煤柱末采技术研究

按照地下资源“连续开采”的技术思路,提出工作面推进方向的无煤柱末采技术中的关键科学问题。首先,在系统分析实体煤内部应力极限平衡模型的基础上,利用克希荷夫定律,推导弹性区支承应力分布表达式,建立新的复合力学模型;其次,运用复分析几何理论中的共形映照方法,阐述无煤柱连续开采条件下大巷“先加载—后卸载”力学特征,并建立共形数学模型,同时,基于黎曼映照定理和Schwarz-Christoffel定理,推导末采煤柱矿压载荷峰值点极限定理;最后,在大巷超前复合力学模型、共形数学模型的基础上,构建“末采无煤柱贯通巷道补强支护—防漏风—液压支架贯通大巷切顶—支架回撤”的新技术,并对比工作面超前支承压力影响范围和峰值点位置的现场实验测量结果与理论模型计算结果。研究结果表明：实测结果在理论计算结果区间内,证明复合力学模型有效,且采用新技术的末采巷道的现场位移满足无煤柱末采技术的工艺条件,也为无煤柱末采技术现场应用提供更完善的理论依据。     

综采工作面回采巷道煤柱应力分析与参数优化

通过对大同煤矿集团有限责任公司同家梁矿81015综采工作面回采巷道煤柱中的应力观测，分析了回采工作面采动期间煤柱应力分布规律。运用数值模拟方法，研究了不同煤柱宽度下巷道围岩变形和破坏特征，确定了比较合理的煤柱参数，最后介绍了应用实例。     

郭屯煤矿深部工作面支承压力规律和煤柱破坏研究

围绕深部工作面巷道变形问题,对工作面超前支承压力、断层区域支承压力和煤柱变形破坏等方面进行了实测研究。根据顶板下沉和围岩应力变化规律,以巷道观测为基准,建立了以理论分析和实测研究为主的深部工作面矿压观测方案。通过对实测数据的分析,得出了郭屯煤矿深部工作面矿压规律和煤柱变形破坏情况,为工作面安全开采提供了帮助。     

大采高大断面迎采沿空巷道窄煤柱宽度研究

根据山西马堡煤矿地质条件，通过极限平衡理论、内外应力场理论计算出迎采巷道煤柱宽度范围为6.48～8.97 m.采用FLAC^3D数值模拟软件，分别模拟了煤柱宽度为5～9 m时，在15202运输顺槽掘进过程中，煤柱应力分布、塑性区分布及迎采沿空巷道围岩变形规律，结果表明：随着煤柱宽度的增加，煤柱峰值应力及塑性区范围不断减小，煤柱宽度为7 m以后，峰值应力减小趋势和塑性区变化均不明显，围岩变形逐渐趋于稳定，综合考虑安全开采和资源高效利用，最终确定煤柱宽度为7 m.通过模拟煤柱不同位置在采掘过程中的应力变化，确定采掘应力叠加影响范围为采掘间距30～-30 m,并结合15202运输顺槽不同位置的围岩变形情况，给出了合理的支护建议。     

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。     

湖西矿首采综放面巷道围岩变形实测研究

本文对湖西矿井首采综放面锚杆支护巷道围岩变形实测结果进行了较为详细的分析。分析结果表明:工作面超前支承压力影响范围为80m左右,明显影响区为31～37m,剧烈影响区为21m;巷道围岩整体变形量不大,锚杆支护参数较为合理。实测结果为相似条件下巷道围岩变形控制提供了参考,为本矿其它工作面开采积累了经验。     

胡家河矿回采巷道变形及超前应力分布规律

受综放工作面开采影响,回采巷道的围岩变形破坏规律与超前支承应力影响范围既是巷道支护设计与优化的重要参考,又是矿井冲击地压防治与预测的前提。以彬长矿区胡家河煤矿402102综放工作面泄水巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,分析煤层巷道受开采扰动影响造成的围岩变形破坏情况,揭示回采巷道超前支承应力峰值影响范围及超前支承应力影响范围。结果表明：泄水巷超前采动影响范围为工作面前方90 m范围内,且高层位岩层的位移要大于低层位岩层的位移;在一次采动影响阶段,泄水巷顶底板塑性区范围为1.25 m,两帮塑性区范围为1.0 m;泄水巷超前支承应力峰值影响范围实测值10 m,理论值11.4 m,模拟值12 m;泄水巷超前支承应力影响整体范围实测值100 m,理论值103.03 m,模拟值108 m。研究结果验证了理论模型的准确性与数值模拟方法的可靠性,为矿井同等地质条件放顶煤工作面的回采巷道支护优化、冲击地压防治提供重要参考。     

大倾角放顶煤采场围岩应力分布模拟及其特征分析

为研究大倾角放顶煤采场围岩应力分布特征,以唐山矿0291工作面为背景,基于弹塑性极限平衡理论分析了大倾角放顶煤采场围岩应力分布特征;根据工作面赋存条件,采用FLAC3D软件模拟了工作面推进至不同位置处的围岩应力变化。研究结果表明：大倾角放顶煤采场围岩应力分布特征理论表现为塑性区支承压力与其距煤壁距离成正相关,峰值为KγH,0291工作面应力峰值点位于工作面煤壁前方10 m左右位置处;工作面顶煤与顶板会发生较大范围的塑性破坏,上覆岩层破坏范围约为60 m,期间顶煤会发生多次压剪破坏,使得顶煤破坏程度升高,粒度减小,具有较好的冒放性。     

三向非等压应力场下围岩主应力差与塑性区分布关系研究

首先,以弹性理论为基础推导出考虑巷道轴向应力影响的主应力差解析式,通过变化水平侧压比、轴向侧压比研究完全弹性条件时不同应力场下主应力差分布形态演化规律。其次,推导出考虑轴向应力作用的围岩塑性区近似解,研究不同应力环境下围岩的塑性区形态演化规律。最后,对比分析主应力差及塑性区形态特征,研究二者分布形态的对应关系,并通过数值模拟验证理论分析的正确性。研究结果表明：在弹性理论下,三向应力场条件的主应力差值分布会呈现圆形、椭圆形、蝶形3种形态的演化规律;在考虑巷道塑性破坏的情况下,主应力差值在σx、σz较小一侧形成峰值壳,在较大一侧形成卸压壳。在不同水平侧压比及轴向侧压比情况下,围岩塑性区形态会呈现圆形—椭圆形、椭圆形—蝶形、蝶形恶性扩展3个阶段的演化过程。巷道主应力差的分布形态在一定程度上可以反映塑性区形态,主应力差和塑性区在相同应力条件下的形态特征具有逐一对应关系,且二者形态在很大程度上由水平侧压比决定,轴向侧压比对塑性区形态影响较小。160206回风巷在偏转式主应力差集中区形成非对称异化特征。本文基于分析及现场破坏情况提出的联合协同支护技术在现场应用效果较好。     

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。     

钱营孜煤矿首采面应力分布特征的数值模拟

为了分析综采工作面超前支承压力的分布特征,以及塑性区、围岩位移分布规律和采动影响下煤层底板的破坏规律,应用UDEC软件对钱营孜煤矿3212综采工作面进行了数值模拟对比分析.结果表明工作面推进190 m,前方支承压力基本维持不变,应力集中系数为2.4左右,超前影响范围为35 m左右,底板岩层破坏的程度和深度在几个开采周期中保持一致.这些结果与现场矿山压力观测结果基本吻合,为巷道超前支护、加强支护提供了理论与技术依据,也可以为相似条件下工作面的安全开采及支护提供借鉴.     

无煤柱切顶沿空留巷矿压显现规律

为了掌握无煤柱切顶留巷的矿压显现规律并检验巷道支护效果,以澄合矿区董东煤矿50107工作面为研究对象,采用现场监测的手段对无煤柱切顶沿空留巷受采动影响条件下的顶板下沉规律、帮部变形规律及单体支柱受力变化规律进行了实测,并同时对切顶效果、挡矸效果及巷道稳定性进行了分析与评价。结果表明,巷道矿压随工作面的临近而逐渐增大,采动过程中靠近采空区侧的巷道矿压显现程度更为剧烈,表现出明显的非对称性特征,巷道顶板的回转运动是造成巷道非对称矿压显现的主要原因。此外,无煤柱切顶沿空留巷阶段性变化特征明显,初始变化阶段位于工作面后方0～35 m;快速变形阶段位于工作面后方35～75 m;缓慢变形阶段位于工作面后75 m以外,巷道变形及支柱受力均达到稳定状态。巷道矿压显现的主要过程集中在快速变形阶段,需加强对巷道围岩的控制。实践表明,无煤柱切顶沿空留巷采用锚网配合单体支柱的支护方式可行。     

大变形软岩巷道2次耦合支护参数优化

山东省菏泽市彭庄煤矿西翼-500 m水平行人大巷属于典型中深部软岩巷道,由于支护对策不合理导致围岩变形破坏剧烈。为了得到围岩的变形规律及破坏机制,进行矿压监测、松动圈探测、围岩物理力学参数测试、地应力测试等研究,并提出2次耦合支护方案。为进一步研究2次耦合支护力学机制,对初次支护和2次支护后围岩塑性区与应力分布特点以及初次支护后10~60 d内进行2次支护围岩变形规律进行数值模拟分析。研究结果表明:2次耦合支护能有效控制围岩塑性区的发展,改善应力分布状态,最佳2次支护时间为巷道初次支护后的30~40d。2次耦合支护能有效控制围岩稳定,减小围岩变形,能为类似软岩巷道支护工程提供一定的参考。