沿空掘巷合理窄煤柱宽度确定与围岩控制技术

进一步掌握沿空掘巷围岩控制技术.以枣泉煤矿12203工作面为研究对象,通过理论计算与数值模拟相结合的方法,确定窄煤柱的宽度为6 m,以沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性为理论基础,认为解决沿空巷道围岩稳定问题必须使得围岩小结构与其外部大结构保持相互协调,而保持小结构的稳定性是沿结果表明:空掘巷稳定的根本,根据围岩强度强化理论,采用高强度高预应力锚网索联合支护,并在窄煤柱侧进行注浆加固.经过现场工业性试验,该方法能够有效控制巷道的变形,实现该类巷道的稳定.     

综放沿空掘巷围岩稳定性分类模型及应用

讨论了综放沿空掘巷围岩的稳定性，并根据理论分析、实践经验和现场观测数据的整理分析，构造了综放沿空掘巷围岩稳定性影响因素的隶属函数，建立了灰色-模糊分类模型；实际应用表明，该模型准确、可靠，对于综放沿空掘巷的支护设计、施工和管理具有指导作用。     

大倾角煤层沿空掘巷锚注支护技术研究

以桃园矿II1044风巷为工程背景,针对大倾角煤层沿空掘巷巷道的支护难题,在分析巷道变形破坏机理的基础上,提出了以"三维立体注浆"为核心的大倾角煤层沿空掘巷围岩控制技术,即在掘巷前通过超前注浆对巷道梯形尖角处围岩进行预加固,巷道掘出后,采用"锚网索喷注"联合支护技术对巷道进行整体加固.现场观测结果表明,该技术有效地控制了大倾角煤层沿空巷道的变形破坏,维持了巷道的长期稳定,取得了良好的经济效益.     

深部沿空掘巷肩角锚杆破断机理分析

针对深部沿空掘巷肩角锚杆破断问题,通过建立肩角锚杆力学模型,分析肩角锚杆在围岩变形破坏影响下的杆体受力特征,得出锚杆剪力沿锚杆长度分布曲线,揭示了深部沿空掘巷肩角锚杆破断机理,认为W钢带对锚杆的剪切力是造成锚杆破断的主要原因;运用FLAC3D数值模拟软件进行计算,得出锚杆受力曲线与力学分析基本一致,有效验证了理论分析的可靠性.提出采用钢带托盘代替"W"钢带的改进措施,并成功应用于工程实践,肩角锚杆破断显著减少,保证了深部沿空掘巷围岩的支护效果.     

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。     

放顶煤开采沿空掘巷矿压显现特征模拟分析

采用数值模拟的方法，设计了不同的试验方案，建立了放顶煤沿空掘巷的数值模型；通过对计算结果整理，分析了采空区压实状况对沿空掘巷围岩稳定性的影响。研究表明，采空区压实稳定是改善沿空掘巷维护状况的先决条件。这可为放顶煤无煤柱护巷提供理论依据。     

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.     

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。     

曙光煤矿沿空掘巷支护方案及参数的确定

分析了曙光煤矿综采面沿空掘巷的变形规律,阐述了曙光煤矿综采沿空掘巷支护方案的基本思想,介绍了曙光煤矿综采沿空掘巷支护方案.     

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.     

“采空区”控制型高斜坡变形破坏研究

煤矿开采导致的矿山地质灾害发生特征在贵州山区具有相似性。基于贵州省纳雍县中岭高斜坡的坡体特征及变形机制分析,建立了中岭高边坡演化机制概念模型,其演化过程分为2个阶段：即压缩倾倒变形阶段和采空区沉陷-倾倒-拉裂阶段。采用数值分析方法对中岭边坡煤矿上方的观察节点位移进行开采过程中的全过程模拟,节点运动规律对崩塌发生位置和范围能做出很好的解释。陡～极陡坡体下部矿层遭受回踩后,易形成采空区控制型崩塌。陡坡段存在软岩夹层时,坡面会因差异风化而出现凹岩腔,从而在坡面上出现局部倒悬坡,受采空区影响区岩体结构面向上贯通,造成倒悬体成为危岩体。     

高铁隧道穿越采空区段围岩变形受力规律分析

为研究高铁隧道过采空区段的围岩变形规律,本文以太焦高铁皇后岭隧道典型过采空区段工程为背景,通过对典型断面进行隧道围岩变形和拱架内力的持续监测,对比分析不同施工阶段下高铁隧道围岩变形受力规律。分析结果表明：上台阶开挖时是围岩变形发生的主要阶段,隧道最大沉降变形发生于拱顶,占总变形比值的50%以上,且隧道距离采空区底板距离越近,围岩受开挖和采空区扰动影响越大;钢拱架受力为全环压应力,整体分布呈现“上大下小”、“不均匀对称”的特点,受力最大位置出现在拱顶和右拱肩位置,并且拱架受力随着掌子面的远离,其轴力变化速率呈现出逐步减少的趋势。结合位移和应力监测数据分析结果,采空区对隧道的影响高度约为25.7m。研究成果可为类似隧道过采空区工程的设计、施工提供借鉴和参考。     

围岩性质对采空区地基稳定性的影响

为了研究围岩性质对采空区建筑物地基稳定性的影响,通过数值模拟的方法分析单一岩层和复合岩层这两种模型.结果表明:在单一岩层中,随着上覆岩层硬度的增加,地表下沉及水平移动值会减小,大变形区(集中变形)范围都变小,破坏程度相应减小,但当上覆岩层为坚硬岩层时、其它条件相同时,上覆岩层硬度的增加,对采空区地基的稳定不利;在复合岩层中,上硬下软型的各地表移动和变形值都要比上软下硬型的小;但从塑性区状态图上看,在岩层内部上硬下软型的破坏程度更大,在软硬岩层界面更易产生顺层面离开的离层裂隙,因此上硬下软型的岩层组合对采空区地基的长期稳定不利.     

含陡倾角软弱结构面的花岗岩力学特性及声发射特征

利用MTS 815.03岩石试验机对试件进行三轴压缩试验,采用DISP声发射测试系统进行声发射数据收集,并对含陡倾角软弱结构面的岩体试件和岩石试件进行试验对比.两种试件随围压的增加强度逐渐增加,破坏由脆性向延性转变;岩体试件总是沿结构面滑移破坏,岩石试件为剪切破坏.随着围压的增加,两种试件的弹性模量、变形模量、峰值应变和峰值强度增加;岩体试件弹性模量、变形模量值和峰值强度低于岩石试件,而峰值应变高于岩石试件.岩体试件内摩擦角小于岩石试件,而黏聚力大于岩石试件.随围压的增加,两种试件在峰值应力阶段声发射事件远高于其他阶段,而岩体试件声发射事件集聚量远远高于岩石试件.研究结果表明软弱结构面的存在降低了岩体的力学性质,因此在高放废物地质处置库选址时结构面发育特征是需要考虑的关键因素.     

石膏矿采空区稳定性研究进展

针对石膏矿采空区稳定性研究的紧迫性,系统介绍了国内外采空区稳定性经典理论,以及如何利用FLAC3D﹑ANSYS等软件进行静态数值模拟.论文着重从岩石流变﹑爆破扰动﹑长期强度等多因素动态演变方面对采空区稳定性进行探讨.研究讨论认为,如何将支撑采空区稳定的顶板-矿柱-底板体系中岩石受扰动、流变作用的动态演变纳入采空区稳定性分析中,建立量化多因素耦合模型和基于常应力状态的破坏准则及动态破坏机制,将成为未来研究的重点方向.     

黏塑性蠕变模型中屈服强度的确定方法

在岩石蠕变特性试验中,当施加的常应力达到一定程度后岩石将发生黏塑性变形,一般用屈服强度判断岩石是否发生黏塑性变形,与弹塑性理论不同,在黏塑性蠕变模型中,屈服强度并不是定值,而是随蠕变时间增长逐渐减小,确定蠕变过程中准确的屈服强度对黏塑性变形计算有重要的影响.首先,通过等时曲线法确定岩石长期强度的过程,对屈服强度随时间的变化规律及确定方法进行研究,阐明瞬时屈服强度与长期强度的关系;其次,把岩石全应力-应变曲线与蠕变等时曲线相结合,有效判断蠕变变形中是否发生黏塑性变形及黏塑性发生的时刻,推导出屈服强度随时间变化情况下的广义宾汉姆模型,结合不同类型岩石的蠕变试验结果,分析采用长期强度代替瞬时屈服强度产生的差值;最后,给出用岩石时效强度进行岩土工程设计的思路.研究成果有助于在蠕变模型中正确使用屈服强度,对蠕变模型研究具有一定的积极意义.     

预制裂纹盐岩单轴力学特性及能量机制试验

盐穴储气库在水溶造腔时会产生大量溶蚀裂纹,为研究裂纹对盐岩强度和变形等力学性能的影响,利用MTS-815岩石力学实验系统,对不同参数裂纹盐岩的力学特性进行试验研究,采用对数应变对试验结果进行修正,分析了不同参数裂纹对盐岩的强度和变形的影响,并基于能量耗散理论分析其损伤破坏过程中的能量特征.结果表明:不同倾角裂纹降低了试样的峰值强度值,但降低量的多少与裂纹倾角大小未呈现明显的线性关系;不同长度的预制裂纹对盐岩峰值强度有明显的弱化作用,裂纹越长,弱化作用越大.外力做功产生的总应变能U绝大部分转化为耗散能Ud,小部分累积为可释放的弹性应变能Ue,导致盐岩内部产生损伤和塑性变形.破坏过程总能耗、耗散能、弹性应变能等,能量与应变关系曲线表现出明显的阶段特征;盐岩单轴压缩呈现压密阶段、弹性变形阶段、塑性变形阶段和破坏阶段等4个阶段.     

综放工作面回采巷道围岩变形阶段确定方法

为分析综放工作面前方巷道变形特征,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,采用理论分析和现场实测方法进行深入研究。根据超前支承压力的分布曲线,定义了工作面前方巷道的3个变形阶段,分别为急速变形阶段、减速变形阶段和稳定变形阶段。急速变形阶段和减速变形阶段的分界点是超前支承压力和原岩应力的交点,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是超前支承压力的峰值点。对j7401工作面开采过程中的超前支承压力和巷道变形分别进行观测,并采用最小二乘拟合方法分析整理观测数据。根据超前支承压力观测数据对巷道围岩变形阶段进行划分,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.1m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方19.8m。根据巷道变形观测数据划分变形阶段,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.9m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方20.1m。该划分方法的两个误差分别为0.8m和0.3m,证明根据超前支承压力划分巷道围岩变形阶段的方法可行,精度较高。