深井沿空掘巷底臌机理研究

分析了国内外回采巷道底臌力学原理及控制技术方面的研究成果。传统的底臌控制研究均围绕巷道底板进行,难以从根本上解决回采巷道底臌控制问题。通过现场试验及理论分析认为,回采巷道底臌的主要影响因素是工作面超前支承压力,回采巷道底臌主要来自底板破碎岩层的峰后变形,而顶板、两帮的变形对底臌亦产生重要影响,因此,回采巷道的底臌控制与巷道围岩整体稳定性有关,在提高巷道围岩整体稳定性的同时,加固帮、角可较好地控制回采巷道的底臌。     

深埋巷道锚杆破断失效机理

锚杆破断失效是深埋巷道支护面临的工程问题之一.采用现场调研、理论分析等方法,对深埋巷道锚杆破断失效形式、机理进行了分析.得到结论:1)深埋巷道锚杆破断失效形式主要有剪断失效、脆断失效、折断失效、拉断失效、崩盘失效和松脱失效;2)材料缺陷和受载性能是深埋巷道锚杆破断失效的内因,荷载超过极限荷载是深埋巷道锚杆破断失效的外因;3)拉伸、剪切、扭转等载荷复合作用下,锚杆有效直径减小,拉应力增大,导致破断失效;4)采用恒阻大变形锚杆或二次支护工艺,能够实现深埋巷道锚杆破断失效和围岩变形的协调控制.研究结果对深埋巷道围岩控制具有参考意义.     

厚煤层沿空掘巷底臌机理及控制

通过对受二次采动影响处于软弱破碎煤岩区动压巷道的长期观测,运用数值模拟、现场监测和工程类比的方法,对厚煤层沿空掘巷底臌控制进行研究,分析了底臌的原因,从而得出以巷道整体为对象,用锚杆对底臌进行有效合理控制的方法,并将该法应用于工程实践中,取得了良好的技术经济效果。     

沿空掘巷围岩稳定性实例分析

通过分析两例分层开采沿空掘巷围岩应力和变形的实测矿压资料，得出沿空掘巷成巷期的支承压力影响区是回采期的2倍，但支承压力高峰区均占超前影响范围的2／3；围岩变形程度以回采期为主，而且下帮（采空区侧）顶底板移近量走出上帮（实体煤侧）顶底板移近量20％－30％。     

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     

沿空掘巷的实践应用

结合镇城底矿实际,阐述了沿空掘巷不同煤柱尺寸的比较及优越性,提出了沿空掘巷的技术措施和改进方法。     

综放沿空掘巷位置的分析

运用弹性地基及薄板理论建立沿空掘巷顶板运动的力学模型 ,并用该模型分析了顶板的挠曲运动和内、外应力场。模拟分析表明 :沿空掘巷合理位置应位于断裂顶板平衡岩梁保护之下的内应力场区 ,掘进和开采的人为扰动对沿空掘巷的影响较小 ,巷道受力和变形也较小     

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。     

沿空掘巷探放老空水研究

河南神火兴隆矿业有限责任公司在二1-12010下顺槽斜下方掘进二1-12030上顺槽,两巷道高差6米,煤柱厚度4米。预计二1-12010采空区积水约4320m3。分五个阶段采区渐进循环对老空区进行探放水。为巷道安全掘进提供了可靠保证。     

沿空掘巷有害气体的综合治理

针对济宁三号煤矿63下04-1工作面辅助运输巷（南）沿空掘巷过程中有害气体超限问题,通过分析找出有害气体来源和涌出通道,采用了均压、堵漏等方法有效封堵了涌出通道、监测监控方法动态监测现场情况并检验治理效果。通过一系列方案实施,掘进巷道内有害气体一氧化碳体积分数从110ppm以上降至10ppm以下,瓦斯体积分数从0.8%降至0.02%,二氧化碳体积分数从0.6%降至0.04%。从气体变化情况表明,此方法有效治理了沿空掘巷气体超限问题,保证了掘进工作面安全、快速掘进。     

采场老顶初次破断机理与破断形态分析

依据典型浅埋煤层工作面的实测和模拟，发现了采场老顶初次破断的非对称现象。运用相似模拟和理论分析相结合的方法，揭示了采场顶板初次破断机理，确定了有关参数。     

沿空掘巷矿压数值模拟研究

根据某矿生产地质条件,通过UDEC数值模拟研究沿空掘巷的矿压显现规律,获得了不同方案下窄煤柱内应力分布特征。     

沿空掘巷围岩稳定性可控因素的敏感度及稳定性分析

沿空掘巷围岩稳定性的人为可控因素较多,但并不是所有的因素都对巷道稳定性具有积极作用,其敏感度也各不相同.针对沿空掘巷围岩的支护特点,共归纳为7个主要影响因素,采用正交试验表L18(37)进行了18个计算方案的设计;通过FLAC程序分别针对这18个方案进行了数值计算,并得到了围岩结构和支护结构的变形与受力计算结果;根据正交极差理论得到了各个可控因素的极差值,提出了综合敏感度的概念与计算公式,并进行了各个因素的敏感度分析.该分析过程综合了正交设计、极差理论、数值分析和统计分析等研究手段,理论研究结果将为沿空掘巷围岩的支护设计提供一定的应用研究基础.     

沿空掘巷区段煤柱合理尺寸的研究

区段煤柱是用来保证相邻两回采工作面回采安全的隔离体。为了保证工作面的安全回采和提高回采率,因此煤柱宽度要求具有合理的尺寸。采用力学计算的方法,建立力学模型,计算应力极限平衡区,并考虑影响煤柱宽度的因素,留设一定范围的弹性核,满足留设的煤柱应有足够的稳定性。最终确定合理的煤柱留设宽度。     

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.     

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。     

倾斜厚煤层沿空掘巷合理煤柱宽度确定

依据内蒙福城煤矿1903N掘进工作面工程地质条件,采用理论分析与数值模拟相结合的方法研究确定沿空掘巷时的合理煤柱留设宽度,得出合理煤柱留设宽度为10 m,并在现场应用中创新性提出采用锚索加w钢带预拉力桁架支护系统,应用结果表明支护效果良好.     

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.     

三软煤层沿空掘巷煤柱稳定性分析及支护技术

针对许疃煤矿3238工作面风巷沿空掘进施工位于上一采空区顶板断裂形成的应力集中区,且局部老空区水长期浸泡小煤柱,造成施工巷道变形显著这一现状,通过理论分析,构建了覆岩及煤柱力学模型,揭示了3238风巷围岩破坏特征及控制原则,理论计算了煤柱的塑性区和破裂区范围,并结合数值模拟及现场试验,综合研究表明,3238风巷合理的小...     

老顶给定变形下综放沿空掘巷合理定位分析

通过现场观测和理论分析认为,综放工作面采空侧煤体受到老顶以给定变形作用,在煤体边缘形成一定宽度的塑性区.塑性区的宽度与老顶的活动规律、煤层和直接顶的厚度、力学特性有关,运用模尔库仑准则建立了计算塑性区宽度的力学模型,提出了综放沿空掘巷的定位方法,并用于工程实践.图4,表1,参6.