旧采区域内遗留煤柱及空巷稳定性分析

针对望田煤业8#煤层旧采区遗留煤柱及空巷的实际情况及地质条件,对旧采区空巷顶板稳定性及空巷群之间煤柱的稳定性进行了理论分析及计算,得出在残采工作面前方仅有一条空巷存在或空巷之间相隔较远时,顶煤的极限跨距为10.8 m;在残采工作面前方有多条空巷存在且空巷相邻较近时,顶煤极限跨度为8.8 m。旧采区内遗留稳定煤柱的最小宽度为5.5 m,实际遗留煤柱尺寸多为6~20 m,从而可知残采工作面前方空巷群之间的煤柱基本上处于稳定状态。     

旧采区复采过空巷群支承压力研究

以晋煤集团圣华煤业3101工作面为残煤复采背景,采用扩展SMP准则判断复采工作面煤柱的稳定性,并以RFPA软件数值模拟不同空巷跨度和不同煤柱宽度的空巷群情况下,对顶煤和煤柱应力分布进行研究。结果表明应力集中出现在靠近工作面的煤柱边缘,应力集中系数与空巷跨度和煤柱宽度比值成正比关系。     

旧采区残煤开采相似模拟研究

以圣华煤业3#煤层旧采区3101残采面开采工作为研究背景,应用相似模拟手段对残采工作面围岩变形与支架阻力变化进行研究。结果表明:岩层位置越高,其位移量越小,各测点在下沉过程中呈非线性变化,空巷位移最大量出现在顶板中部。空巷附近支架工作阻力出现峰值,且峰值大小与空巷跨度正相关,空巷跨度越大,支架阻力越大。工作面接近空巷,支架工作阻力呈增大趋势,通过空巷时,支架工作阻力呈递减趋势,进煤柱时的支架工作阻力低于出煤柱时的支架工作阻力。     

长壁二次回采工作面围岩破坏规律研究

针对回收煤柱过程中围岩异常的破坏规律,研究了二次回采工作面回收煤柱过程中煤柱、空巷、工作面顶板的破坏规律。研究表明:空巷断面较小时空巷破坏受工作面影响较小,被回收煤柱的破坏主要受工作面引起的支承压力的影响,空巷对工作面顶板及煤柱的影响较小;空巷断面较大时工作面顶板破坏受空巷围岩集中应力影响较大,煤柱受支承压力和巷道应力集中作用失稳宽度较大。力学分析可知,工作面悬顶长度一定时,空巷宽度越大,煤柱失稳时宽度越大。现场观测表明:随着煤柱被回采宽度减小,煤柱中应力集中程度增大,煤柱两侧片帮次数增加、两侧顶板冒顶次数增加。     

倾斜煤层综放沿空留巷围岩稳定性模拟研究

以倾斜煤层综放工作面为研究对象,运用数值模拟的方法,从技术因素和地质因素2个方面,对煤层刚度、煤层埋深以及巷旁充填体强度不同时,沿空留巷围岩应力和位移随下区段工作面推进的动态分布和变化规律进行了模拟研究,以揭示不同工况条件对巷道围岩稳定性的影响规律。结果表明:煤层刚度越大,巷道围岩变形量越小,但两帮垂直应力越大;煤层埋深越大,巷道变形量和两帮垂直应力越大,但煤层埋深对煤层底板及巷旁充填体的影响相对较小;随巷旁充填体强度的增大,实体煤壁侧的垂直应力受影响较小,巷旁充填体侧垂直应力逐渐增大,巷道顶板和巷旁充填体侧位移逐渐减少,巷道底板和实体煤壁侧位移量逐渐增加。     

综采工作面过空巷围岩稳定性的影响因素研究

为了研究不同因素对综采工作面过空巷时围岩稳定性的影响,采用ANSYS软件建立数值模型,分析不同埋深、不同采高、不同空巷宽度下的空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱切向应力的变化规律。研究结果表明:埋深增加对空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱应力都产生不利影响;采高增大对空巷顶板沉降和煤壁位移影响较小,对煤柱内应力分布影响较大;空巷宽度增加会显著破坏空巷顶板稳定性,同时增大煤柱应力,对煤壁位移影响较小;当工作面与空巷距离小于25 m时,随着工作面继续推进,空巷稳定性明显变差,巷道易失稳破坏。     

旧采区空巷顶板稳定性研究

为了研究旧采区遗留空巷顶板稳定性,将空巷顶板受力简化得到固支梁力学模型,对其破坏形式和过程进行分析,得到空巷保持稳定的极限跨距计算公式,结合仙泉煤业旧采空巷赋存实际,经计算得出不同层位的煤岩体垮落对应的空巷极限跨距,研究结果对旧采区煤柱安全回收具有重要参考意义。     

基于SMP准则的旧采区遗留煤柱稳定性研究

为了探究旧采区遗留煤柱稳定性,基于SMP屈服准则,对煤柱强度和临界宽度进行计算,得到煤柱弹性核区应力分布特征,推导出不同状态时煤柱稳定的极限宽度计算公式。研究表明:SMP屈服准则在旧采区遗留煤柱稳定性判定中是适用的,煤柱处于静置和回采时保持稳定的极限宽度差异较大,将上述结论运用到望田煤业旧采区煤柱稳定性分析中,结果与现场实际较为吻合,对于旧采区煤柱安全回采具有重要意义。     

经坊煤业综放工作面顶煤活动规律研究

经坊煤业1301工作面在空巷的影响下,对顶煤的破碎机理和冒放性,采用不同方式放煤对放煤的效果和顶煤的情况进行研究。首先用数学方法研究分析了1301工作面顶煤冒放性,提出了一种新的放煤方法,再对旧采影响区进行放煤,确定其合理性和实用性。     

复杂应力环境下孤岛工作面窄煤柱掘巷支护技术研究

试验巷道为孤岛工作面沿空巷道,且处于下部煤层遗留煤柱应力集中影响区等复杂的围岩应力环境中.通过数值计算确定了遗留煤柱影响集中系数为1.3,应力影响角为63°,影响范围为遗留煤柱前后50 m范围内.依此提出了集中应力影响区巷道加强支护方案.巷道矿压观测表明,巷道围岩变形得到了有效控制,在复杂的围岩应力环境下实现了一次成巷,满足了巷道使用要求.     

基于改进梁模型的地下空区顶板安全厚度分析

针对天然水平应力程度对地下采空区的影响,以某地下矿山采空区为工程实例,将地下空区顶板视为改进梁模型,结合岩梁、结构力学和材料力学理论,以顶板岩层抗拉强度为控制条件,推导出地下空区不同跨度下顶板的安全厚度。研究结果表明,顶板安全厚度随空区跨度的增加而增大,近乎呈线性关系。低水平应力时随空区跨度增加对顶板厚度整体影响都较小;当采空区跨度较小时,不同水平应力程度对顶板安全厚度的影响可忽略不计;当空区跨度达到一定程度时,随空区跨度的增加改进梁模型计算的顶板安全厚度增加幅度变大。     

遗煤复采工作面围岩稳定性及合理采高分析

针对虎峰煤业2号煤层开采过程中存在大量的空巷、采空区及遗留煤柱,复采工作面矿业显现复杂,围岩控制难度大,工作面煤壁片帮大的问题,采用数值模拟的方法,对复采工作面通过不同宽度的残留煤柱和不同跨度采空区时工作面围岩破坏范围、应力分布及工作面煤壁水平位移进行分析,从而确定合理的采高,认为工作面采高不宜超过3.0 m, 2.5 m以内最佳。     

巷旁深切缝对顶部岩层应力控制作用研究

当煤层顶板中存在1层或者数层坚硬岩层时,随着工作面采高的增加,侧向岩层应力集中范围增大,导致护巷煤柱宽度增大。为了减小护巷煤柱宽度,提出顶板切缝减小护巷煤柱宽度的技术原理。采用相似模拟和数值模拟实验,对巷旁顶板不同切缝深度的岩层应力传递控制作用进行了系统的研究,揭示了切缝深度对岩层破裂和顶板下沉的影响。结果表明:随着切缝深度的增加,煤柱上方岩层应力逐渐减小,层位越高,应力越小;工作面侧向采空区顶板下沉量增大,采空区岩层应力逐渐增加,层位越高,应力越大;煤柱上方10,20 m岩层应力峰值、峰值点距切缝边缘距离与切缝深度呈非线性反比关系;采空区上方10,20 m岩层应力与切缝深度呈指数关系,说明深度切缝可以有效控制岩层应力分布、应力峰值及峰值点距切缝边缘的距离。     

综放沿空留巷巷旁充填体宽度对其稳定性影响规律试验研究

综放沿空留巷具有煤层厚、留巷断面大、顶板为煤层等特点,这些特点导致综放沿空留巷围岩变形量大,因此需要研究留巷的稳定性及围岩的应力应变规律。采用大比例尺相似模拟试验台对王庄煤矿综放沿空留巷进行相似模拟,通过分析顶板断裂位置、端头不放顶煤长度、充填体的宽度、顶板和两帮的变形,确定合理的相关参数,以达到充填体稳定、留巷效果好的目的。     

深部厚顶煤巷道围岩稳定性相似模型试验研究

针对深部厚顶煤巷道围岩控制难题,采用相似模型试验方法,分析了埋深、构造应力等因素对厚顶煤巷道围岩变形、围岩应力及支护结构的影响,揭示了厚顶煤巷道围岩稳定性规律:随着埋深增大,两帮及顶煤内应力峰值增大,围岩变形破坏程度增大;随着构造应力增大,围岩变形破坏程度增大,构造应力对顶煤稳定性影响显著,顶煤水平应力呈现出"两端低、中部高"分布形态,且应力峰值位置随构造应力增大向深部转移,下位顶煤、煤层与顶板交界面附近的顶煤破坏严重,最终发生"尖顶型"垮冒;顶板锚杆和穿过煤岩层交界面的锚索易被剪断。对于深部构造应力作用下的厚顶煤巷道,认为提高顶煤锚固体的抗剪能力尤为重要,提出采用"高强高预紧力锚杆及斜拉锚索梁"支护技术,以此增强厚顶煤锚固体的抗剪能力、提高两帮承载能力,顶煤和两帮稳定性的提高则有助于减小底臌量。研究成果成功应用于工程实践。     

旧采区复采采场围岩应力分布研究

通过对望田煤业旧采区赋存结构的调研,总结了3种不同的旧采区顶板力学模型,对力学模型进行理论分析,得到顶板最大应力出现在靠近煤柱处。采用PFPA软件对旧采区复采过空巷、过煤柱时复采采场顶板和煤柱进行数值模拟,初步给出了过空巷、过煤柱时应通过注浆、充填、提前支护空巷控制顶板的技术措施。     

呼吉尔特矿区邻空巷对掘致冲风险分析及防治技术研究

为研究呼吉尔特矿区厚硬顶板条件下小煤柱沿空掘巷贯通期间冲击地压机理,以门克庆煤矿11-3107回风巷贯通期间矿压显现为工程背景,建立了邻空巷贯通期间应力分布模型及FLAC^3D数值模型,对比了距贯通点不同距离掘进工作面应力演化特征,揭示了邻空巷贯通期间冲击地压机理,并通过十字布点法、应力、微震等多种监测手段对巷道围岩变形、煤体应力进行了实测。基于机理分析和现场实测,提出卸压-支护一体化技术。结果表明：由于煤层顶板上方存在厚硬岩层,巷道开挖后,厚硬岩层通过应力传递作用于巷道围岩,使得滞后于掘进工作面的巷道顶底板及帮部发生较大变形;随着邻空巷掘进工作面距离贯通点越近,巷道变形量逐渐增大,通过巷道变形量的增加速率明确了距贯通点约160 m时,巷道变形量开始突增;微震事件主要集中在距贯通点190～60 m以内的巷道贯通区域,理论计算与现场矿压显现相符。     

综放工作面过空巷阻燃PVC混凝土柱支护技术研究及应用#br# #br#

为了预防综放工作面过平行和斜交空巷时出现冒顶压架事故,以漳村煤矿采区煤柱回收过空巷群为研究对象,采用FLAC3D对阻燃PVC混凝土柱支护过空巷柱净距进行优化,分析了空巷围岩应力、位移及塑性区分布特征。结果表明：综合考虑安全、成本和施工等因素,阻燃PVC混凝土柱净距为2m时相对较优|随着工作面向空巷不断推进,顶底板移近量先增大后趋于稳定|围岩垂直应力整体呈先增大后减小的趋势。阻燃PVC混凝土柱支护后,空巷围岩塑性区范围显著减小,塑性区主要分布在巷道顶部及靠近工作面一侧|同时,围岩应力向阻燃PVC混凝土柱转移,顶底板移近量显著减小,最大值为129mm,较支护前减小了70%。     

不同直径空孔对爆生裂纹扩展行为影响规律的实验研究

为得到空孔直径的改变对爆生裂纹扩展行为的影响规律,采用动态焦散线实验方法,研究了不同空孔直径情况下爆生裂纹扩展轨迹、扩展速度及裂尖动态应力强度因子的变化规律。研究结果表明:随着试件中三条爆生主裂纹的尖端相对距离的减小,裂纹尖端应力场的相互作用逐渐增强,使裂纹扩展速度增加并达到峰值;随着空孔直径的增大,裂纹扩展后期裂纹扩展速度和应力强度因子振荡效应减弱,有利于运动裂纹向空孔方向扩展;在一定范围内,空孔直径越大,空孔对爆生裂纹的导向作用越明显;随着空孔直径的增大,三条爆生裂纹在相互贯通之前,裂尖的动态应力强度因子发生突跃增大的趋势减弱。     

松软破碎厚顶煤大跨度切眼变形破坏特征与控制技术

安阳主焦煤矿大断面切眼常采用被动支架沿顶布置,围岩变形量大、易漏冒,工人劳动强度大。针对上述问题,采用数值模拟方法研究了裂隙发育、位移和应力分布与切眼跨度之间的关系,提出了围岩控制策略和支护方案。结果表明,随着切眼跨度的增大,围岩塑性区范围逐渐增加,顶板以剪切滑移或拉剪破坏为主,两帮以泊松效应膨胀拉伸—剪切破坏为主;顶板下沉量、巷帮内挤和底鼓量均逐渐增大;顶煤、直接顶和基本顶部分岩层逐层渐次移动,顶板部分区域出现较大的裂隙,冒落拱以上深部顶板发生整体移动;巷道顶底板中有害拉伸应力区域范围呈现拱形分布,且逐渐增大。根据切眼围岩变形破坏特征,提出了高强度、高刚度、高预紧力的强力支护和被动单体液压支柱补强的主被动联合支护方法。现场工业性试验表明,切眼围岩得到了有效控制,可为类似裂隙发育托顶煤大断面切眼围岩控制提供参考。