锚注联合支护煤巷两帮塑性区分析

为揭示锚注联合支护对煤层巷道两帮稳定性的作用机理,在分析锚杆、注浆加固煤岩体作用的基础上,将锚杆和注浆加固范围内的煤体作为支护结构区,建立了煤帮塑性区分析的力学模型,应用弹塑性极限平衡理论推导了煤帮塑性区宽度及应力的计算公式,通过实例验证了模型的合理性,并探讨了支护结构区宽度及支护结构区强度参数对煤帮塑性区宽度及应力的影响.研究表明:支护结构区宽度增加,煤帮的塑性区宽度呈近似线性减小;支护结构区界面内聚力增加,煤帮的塑性区宽度减小,但减小幅度逐渐降低;支护结构区界面内摩擦角增加,煤帮的塑性区宽度减小,且有加速减小的趋势.图6,表1,参8.     

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。     

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.     

圆形巷道原岩应力对塑性区的影响规律研究

为研究塑性区围岩应力与原岩应力的关系,将巷道围岩分成塑性残余区、塑性软化区和弹性区,基于Mohr-Coulomb强度准则,考虑扩容和软化特性,计算出了塑性区应力和半径的解析式。通过算例分析了原岩应力对塑性区应力、应变和软化模量的影响。分析结果表明:原岩应力越大,软化区和残余区的范围越大;软化区某点应力减小,而残余区应力几乎不变;原岩应力对软化模量的影响与支护阻力相比小得多;塑性区的径向应变增长速度较环向应变快。研究成果为圆形巷道围岩稳定性和支护设计提供一定的理论依据。     

大采高长壁工作面顶板垮落的裂纹板力学模型

针对大采高长壁工作面顶板垮落在空间上具有局部、分段和迁移的特征,结合煤岩体地质特征,将长壁工作面顶板视为含有一定数量边裂纹的弹性薄板,利用弹性力学中的薄板理论建立了裂纹板力学模型.以周期来压过程中长壁工作面的来压规律为研究对象,将弹性薄板在工作面推进过程中的破坏分为裂纹扩展、塑性铰失效和铰接板失稳三个阶段,利用断裂力学和弹塑性力学理论研究了各阶段顶板失稳的条件,求得了使裂纹开裂扩展的应力强度因子K1和裂纹的起裂荷载q的计算公式;得到了第二个阶段中造成塑性铰失效的极限荷载p*;通过分析薄板间的连接及破坏过程研究了第三个阶段铰接板的失稳过程.顶板破坏的三阶段力学分析方法合理地解释了工作面长度方向上顶板的来压特征;顶板第一次垮落完成后,由于应力转移,造成应力集中作用,使得长壁顶板未破断部分再次经历裂纹扩展、塑性铰失效、铰接板失稳这三个破坏过程;造成来压从破坏部位向两边迁移,形成了长壁工作面周期来压过程中矿压显现的迁移特征.研究结果从理论上解释了工作面长度方向上的顶板垮落及来压规律.并结合具体工作面监测信息对理论分析结果进行了验证.     

煤巷复合顶板变形破坏机理与与锚杆（索）支护作用的探究

煤巷复合顶板变形破坏现象日益增多，严重威胁煤矿的安全生产。在复合顶板的煤巷中，保持复合顶板及两帮稳定，控制和减小围岩的变形，提高围岩整体稳定性，已经成为该类巷道管理的关键点。本文以亭南煤矿二盘区204工作面顺槽煤巷复合顶板为研究对象，在分析煤巷复合顶板锚杆变形破坏机理的基础上，对复合顶板煤巷的锚杆（索）支护作用进行探讨和研究。     

关于松软煤层加强锚帮支护的实践应用探讨

松软煤层巷道支护是煤矿井巷支护的难点和重点。多年来,关于软煤巷道的支护研究与现场实践均有了很大的发展。在高应力松软煤层巷道围岩承载结构中,两帮和顶板松软、破碎,巷道一旦开挖,两帮在较短时间内即可能发生破坏失稳,这对巷道顶底板的稳定性十分不利。所以,若想控制特厚松软煤层巷道稳定性,必须采取相应的支护手段对松软煤帮及时进行加固,防止围岩产生过大变形量,从而使巷道维持在稳定状态。     

断层间距对隧道纵向稳定性的影响

针对断层间距对隧道纵向稳定性的影响问题,采用FLAC3D计算模型分析应力及位移的分布规律.结果表明:断层间距越小,隧道纵向稳定性越差;断层间距不同,应力和位移纵向分布规律亦不同;顶板和边帮与断层相交区域为应力降低区,其前后为应力升高区,底板相反.     

基于实测的复杂采空区稳定性分析

结合某铁矿采空区的实际情况,采用空区三维激光探测系统对采空区进行了探测,准确掌握了采空区的三维形态和空间位置,为采空区稳定性数值模拟分析奠定了基础.并运用3DMine软件建立采空区三维模型和矿区地学三维模型,提出采用数据转换的耦合模式将3DMine与Flac3D耦合构建数值计算模型进行数值模拟计算,根据模拟计算结果对采空区的围岩稳定性进行了分析,结果表明,矿体被开挖以后,由于围岩应力重分布,空区顶板及侧壁围岩处于较明显的拉应力状态,空区围岩位移以顶板Z向位移为主,矿柱侧向位移不明显,但空区围岩的塑性分布范围较广,主要集中在空区的顶板及底板,而矿柱顶部的塑性分布将会导致矿柱塑性变形失稳,对所测采空区的稳定性产生很大的影响.     

双层空区开挖顶板稳定性的FLAC3D数值分析

利用FLAC3D软件建立双层空区数值计算模型,根据厚度折减理论分析开挖后空区的安全顶板厚度和应力、变形、塑性区的分布情况,得到:安全顶板厚度与空区跨度之间符合线性关系;当跨度较小时,上部空区处于压应力状态,下部空区处于拉应力状态,最大拉应力随跨度的增大而增大:当系统达到临界状态时,上、下空区顶板的竖直位移最大,上空区的大位移区域面积明显大于下空区的大位移区域面积;空区对整体位移存在一定影响,如水平方向对整体位移的影响范围大致为跨度的1.5倍,且两空区之间存在相互作用,在大位移区域两空区显示出相互接近的趋势;当跨度较小时,上部空区项板主要发生剪切破坏,下部空区两侧帮发生拉剪破坏,随着跨度的增大,此范围破坏形式转变为冲切破坏,整体塑性区面积明显增大,下部空区顶板塑性区逐渐发展,并延伸至上空区.     

基于弹性地基梁理论的端面顶板稳定性分析

端面冒顶一直是影响工作面安全高效开采的一大技术难题。采用弹性地基梁理论建立了端面顶板挠度微分方程,并运用PHASE 2D有限元软件建立了端面顶板稳定性数值模型,获得了煤层埋深、支架刚度、煤体刚度等因素对充填开采工作面端面顶板稳定性的影响。研究结果表明：采深越大或液压支架刚度越小,端面顶板下沉越明显;煤层地基系数或顶板弹性模量增大时,端面顶板下沉有所减小,但影响较为有限;从可行性考虑,提高液压支架刚度,可以有效控制工作面顶板变形,降低端面冒顶及煤壁片帮的风险。煤层埋深从200 m增加至250、300 m时,工作面前方塑性区宽度及支承压力显著增大,直接顶最大下沉量分别为61、78、96 mm。煤层弹性模量从2 500 MPa增大至3 500、4 500 MPa时,工作面前方支承压力峰值略微增大,工作面前方煤体塑性区宽度也略微增大;直接顶下沉量略微减小。现场观测表明,充填开采条件下支架阻力较小,工作面区域矿压显现不明显,顶板下沉得到有效控制。     

水采矿压控制机理的有限元研究

本文利用有限元计算机模拟研究了水采采场周围的应力分布规律,着重探讨了顶板在煤体上方断裂前后的支承压力分布和不同的枪眼位置时的支承压力分布规律。研究结果表明,在塑性区掘进回采巷道引起的应力转移比在高应力的弹性区掘进回采巷道引起的应力转移要小得多,减轻水采矿压显现的关键是在低应力区掘进回采巷道和实行区段间交替回采。     

初次来压前综采工作面前方应力影响区范围

基于岩梁传递理论和关键层理论,分析了综采工作面前方的应力分布特征,提出工作面上方一定区域的老顶与工作面前方支撑压力区共同构成了翘梁结构.建立了翘梁结构力学分析模型,推导出了初次来压前综采工作面前方支撑压力区范围的量化公式,结合FLAC数值模拟获取计算所需的重要参数,即弹性损伤传递系数.以铁法晓楠矿SW4102工作面为例计算出工作面前方支撑压力区及翘曲应力区范围,并通过现场实测进行验证.     

缓倾斜层状岩体巷道断面形状与支护方式

谦比希铜矿主矿体西区矿岩稳固性差,采动压力大,沿脉进路塌方冒顶严重.针对缓倾斜层状围岩条件,分析了进路冒顶的原因和冒顶后巷道表层压力的变化,得出冒顶后的巷道断面是自适应岩体结构而趋于稳定的巷道断面的结论,据此提出用直立三角形巷道断面取代现用的1/4三心拱巷道断面以及着眼于结构稳定的锚杆支护措施.这一方案实施后,沿脉进路...     

基于突变理论的深部煤柱稳定性

本文针对神华新街矿区盾构工法建设煤矿长距离斜井,研究了深部条件下保护煤柱的自身稳定性。研究发现,根据煤柱不同区域受力特征的差异性,可将其分成弹性核区和边缘塑性区,在此基础上建立了煤柱尖点突变模型,并经推导得到了煤柱的失稳判别公式。通过数值计算(UDEC)分析了深部盾构斜井保护煤柱在开采过程中的稳定状态。试验结果表明,随着煤层的开采能量缓慢释放,120m煤柱自边缘向内部逐渐屈服,并在单侧出现4.5m的塑性区。经公式判别,该工程中保护煤柱可以在深部开采条件下保持稳定,研究结果对相似工程中合理煤柱的留设提供了借鉴。     

大采高回采巷道围岩的塑性区分布

针对大采高回采巷道围岩存在的变形量大、松动范围广等问题,以龙煤集团城山煤矿145采煤工作面上巷为研究对象,采用现场观测、理论分析及有限元数值模拟的方法研究该巷道围岩的塑性区范围,得到顶底板、两帮塑性区范围与巷道高度之间的关系。结果表明：随着巷道高度的增加,围岩的塑性区范围不断增加。这一研究结果对实际工程具有一定的参考价值。     

煤柱尺寸留设数值模拟研究

护巷煤柱尺寸是影响回采巷道顶板围岩稳定性的一个重要因素。禾草沟煤矿开采过程中矿山压力比较明显,原设计预留大煤柱,造成较大煤炭损失。基于禾草煤矿煤层地质条件,采用数值模拟软件FLAC3D,建立了煤柱尺寸为6 m、8 m、10 m、12 m和14 m数值模型,模拟研究了煤柱及巷道塑性破坏区范围,沿空巷道应力分布,沿空巷道位移情况。综合考虑塑性区破坏范围、最大主应力、顶板位移值和资源回收等因素,该矿煤柱为10 m时符合经济安全开采要求。     

非均匀条带开采煤柱稳定性及地表变形规律分析

采用理论分析及数值模拟相结合的方法,分析了非均匀煤柱条带开采中的煤柱稳定性及地表变形规律,并与常规均匀条带开采进行对比。结果表明:条带开采中,煤柱受力存在明显的不均匀性,最中间的煤柱受力最大,两侧煤柱受力较小,塑性区宽度也稍小于最中间煤柱。随着最中间煤柱宽度的增加,所受应力逐步降低,煤柱弹性承载区面积逐步增大,煤柱的稳定性增加。从系统论的观点出发,要提高整个煤柱系统的稳定性,可以提高最容易发生失稳破坏的最中间煤柱的稳定性。同时,地表沉陷值从480mm减少为420,400mm,煤柱的冲击倾向性也降低。因此,非均匀煤柱条带开采有利于提高煤柱承载系统的稳定性,减少地表沉陷及冲击地压的发生。