综放煤巷合理煤柱尺寸的物理模拟研究

本文是依据上榆泉矿10#煤层的地质条件,运用相似模拟理论制作了物理模型,主要对综放煤巷煤柱逐渐缩小时,巷道围岩破坏特征及顶帮变形量进行了研究。结论是当煤柱尺寸为 16 m时,煤巷围岩稳定性有明显变化;12.5~9 m时,煤柱开始出现屈服;9~5.5 m时煤柱发生明显破坏,煤巷围岩出现严重破裂,顶帮的破坏深均在3 m左右;2.0 m时直接顶和基本顶同时垮落。据此确定该矿 10# 煤层煤巷煤柱尺寸取为16 m。     

厚煤层煤巷小煤柱切顶护巷技术研究

针对9#+10#煤层合并开采时,区段煤柱留设尺寸大的问题,提出对巷道顶板岩层采用预裂爆破方式进行切顶卸压,采用理论分析、工程类比及数值模拟的方法,确定预裂爆破孔深度为16 m,与竖直方向夹角为15°,区段煤柱合理尺寸为10 m,并进行现场试验.结果表明,预裂爆破后巷道围岩变形量较小,且煤柱侧锚杆受力小于顶板及实体煤侧锚...     

松软岩层条件下煤巷支护设计与矿压观测

以同煤集团挖金湾虎龙沟煤矿5#煤层为研究对象,进行了松软岩层条件下煤巷支护设计与矿压观测研究。通过原岩应力、松动圈测量,确定5#煤层煤巷顶板为剪切-拉伸破坏模式,应用FLAC3D对比分析多种支护方案,提出斜顶锚和强帮强角的支护设计方案。巷道围岩表面收敛和顶板离层量监测结果表明,优化后支护设计方案合理可行。     

近距离煤层群采动影响下煤层顶底板复合破坏特征研究

关家崖矿8#煤层8101工作面对应的上煤层7#和下煤层11#均已回采,对8#煤层的顶底板岩层造成一定破坏,同时8#煤层采动过程中,将会对顶底板围岩造成二次破坏。为研究采动期间8#煤层顶底板围岩复合破坏特征,对上覆岩层"三带"分布、底板破坏深度及顶底板垂直应力和塑性区分布规律几个方面进行了分析,得出7#煤层部分区域处于8#煤层垮落带内,8#煤层工作面过7#、11#煤层煤柱时应力集中现象明显,回采时应采取相应的安全开采技术措施,以保证本煤层的安全高效开采。     

含瓦斯抽放钻孔沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究

以石泉煤业30108综放工作面轨道巷沿空掘巷为背景，通过理论分析计算了最小煤柱宽度，并采用UDEC软件对不同区域——钻孔段、钻孔延伸段(合称钻场内)、不布置钻孔段内不同宽度(5～20 m)煤柱下的弹塑性区和垂直应力分布进行模拟，从而分析了不同条件下围岩稳定性与煤柱承载能力。研究结果表明：① 根据岩体极限平衡理论，煤柱最小宽度为8.94 m；② 在数值模拟中，煤柱宽5，6 m时，3种煤柱内的大部分区域处于破坏状态；煤柱宽10 m以上时，钻场内煤柱顶底板剪切破坏区域相互贯通；在钻场延伸段8，9 m的煤柱应力集中较10 m的明显，在钻场内7～9 m的煤柱边缘拉伸破坏区域较10 m的大。综合理论分析和数值模拟结果，建议煤柱宽度应选为10 m。现场实践验证了煤柱宽度的合理性，并取得了显著的经济效益。     

基于连续流量法的沿空掘巷合理煤柱宽度研究

为确定沿空掘巷窄煤柱合理宽度,基于实际地质条件,运用现场试验、理论计算和数值模拟相结合的方法对薛湖煤矿2306运输巷侧帮预留窄煤柱合理宽度进行研究,结果表明:2306运输巷侧帮卸压带宽度为9～10 m,封孔深度为10 m时可实现瓦斯的连续性性抽采.煤柱宽度为3～5 m时煤柱被塑性区贯通承压能力差;煤柱宽度为5～7 m时煤柱内部出现"弹性核",煤柱强度足以承载上覆岩层载荷;煤柱宽度为7～9 m时煤柱内部"弹性核"开始向采空区侧转移.随着煤柱宽度增加,煤柱向两侧的水平位移也逐渐增加,且对采空区的影响小于对煤巷侧的影响,宽度为5～7 m时煤柱位移增幅最小.最终由煤柱宽度与应力场分布、位移场分布、巷道围岩变形量之间的关系及卸压带范围等4个方面确定2306运输巷侧帮合理窄煤柱宽度为5 m.     

深埋强冲击煤层工作面区段煤柱宽度确定

为了确定冲击地压矿井合理区段煤柱尺寸,以葫芦素煤矿21103工作面为研究背景,采用理论方法对煤柱极限平衡区宽度进行了计算,从煤柱应力和围岩变形两方面入手构建了不同煤柱宽度下的数值模拟运算,并对21103辅运巷煤柱宽度分4m、6m、8m、10m、12m、14m、16m、18m、20m、22m、24m进行监测,得出：理论计算得到区段煤柱宽度为9.1～10.7m|数值模拟结果显示煤柱应力随宽度增大呈先增大后减小的趋势,5m时应力最低,15m时应力最高。巷道顶、底板及实体煤帮变形量与煤柱宽度成反比,煤柱侧帮位移量先增大后减小,煤柱为10m时位移量最大,综合应力与围岩变形模拟结果建议区段煤柱5～10m为宜|实测数据分析结果显示合理煤柱宽度在10～12m。最终得出葫芦素煤矿区段煤柱最优宽度为10m。     

水力压裂切顶卸压技术在煤峪口矿8712工作面的应用研究

为解决煤峪口矿11-12#合并煤层工作面末采阶段主回撤通道围岩破坏严重的问题,综合运用现场矿压监测、数值模拟及理论分析等方法,研究表明,11-12#合并煤层顶板为坚硬难垮顶板,超前支承压力影响导致主回撤通道变形严重,采用水力压裂切顶卸压技术能够有效的减小超前支承压力对主回撤通道的影响,依据8712工作面具体的开采技术条件设计水力压裂钻孔的参数,切顶后工作面末采期间,回撤通道回采帮未出现明显的矿压显现,顶底板移近量最大为67mm,煤柱帮位移量最大为46mm,主回撤通道围岩的稳定性良好,取得了良好的应用效果和经济效益。     

近距离不规则采空区下综放煤巷分区控制研究

为了解决近距离煤层巷道围岩大变形破坏的控制难题,以小峪煤矿不规则采空区下近距离厚煤层综放煤巷为工程背景,将试验巷道划分为普通段、采空区下及残留煤柱下等多个区域,通过地质雷达探测、钻孔窥视、理论计算、数值模拟等方法对比分析了不同区域煤巷围岩变形破坏特征。结果表明：近距离不规则采空区下综放煤巷围岩塑化破坏范围为2.15 m;工作面超前剧烈采动影响距离为26 m;综放煤巷回采帮松动范围大于实体煤帮0.5 m。基于此,提出了普通区煤巷常规支护及采空区下与残留煤柱下煤巷槽钢锚索加强支护的分区联合控制技术,工程实践表明分区组合支护技术显著控制了围岩大变形,保障了综放工作面的安全回采。     

含瓦斯抽放钻孔沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究

以石泉煤业30108综放工作面轨道巷沿空掘巷为背景，通过理论分析计算了最小煤柱宽度，并采用UDEC软件对不同区域——钻孔段、钻孔延伸段(合称钻场内)、不布置钻孔段内不同宽度(5～20 m)煤柱下的弹塑性区和垂直应力分布进行模拟，从而分析了不同条件下围岩稳定性与煤柱承载能力。研究结果表明：①根据岩体极限平衡理论，煤柱最小宽度为8.94 m；②在数值模拟中，煤柱宽5,6 m时，3种煤柱内的大部分区域处于破坏状态；煤柱宽10 m以上时，钻场内煤柱顶底板剪切破坏区域相互贯通；在钻场延伸段8,9 m的煤柱应力集中较10 m的明显，在钻场内7～9 m的煤柱边缘拉伸破坏区域较10 m的大。综合理论分析和数值模拟结果，建议煤柱宽度应选为10 m。现场实践验证了煤柱宽度的合理性，并取得了显著的经济效益。     

近距离煤柱下巷道围岩裂隙演化规律研究

针对近距离煤层斜穿遗留煤柱巷道围岩大变形难题,基于登茂通矿地质条件,构建UDEC-Trigon数值模型,分析了距2~#煤层区段煤柱中心0、10、20、30 m处巷道围岩变形破坏特征及裂隙演化规律;结果发现:掘进期间,距煤柱中心0 m,两帮变形破坏严重,两帮移近量达602 mm,呈对称分布,距煤柱中心10 m,两帮变形呈不对称分布;回采期间,巷道变形破坏程度显著加剧,距煤柱中心10 m,顶板结构易失稳破坏,变形具有不对称性,距煤柱中心20 m处,巷道顶底板变形严重,距煤柱中心30 m处变形破坏相对较小。研究表明:距2~#煤层区段煤柱中心不同位置处巷道结构变形破坏呈显著差异性,围岩变形与裂隙发育呈正相关,小变形时以剪切裂隙发育为主,围岩失稳破坏伴随张拉裂隙快速增加。     

采动应力叠加影响下区段煤柱合理宽度研究

针对崔家寨矿5#煤层具体开采条件,根据三维应力状态下煤(岩)体的极限平衡理论,推导煤柱两侧不同采动影响极限平衡区宽度计算公式,得出合理煤柱宽度理论值。继而采用FLAC3D模拟软件分析不同宽度煤柱受力状况及其倾斜方向上的应力场特征。数值模拟与理论计算结果综合对比,确定了适合崔家寨矿5#煤层条件的合理煤柱尺寸为6～7 m。研究结果为复杂应力条件下煤柱宽度的合理留设、巷道围岩稳定性控制等提供了参考。     

深井动压区段煤柱应力演化及合理宽度研究

针对崔家寨矿6#煤层深部开采地质条件,通过在工作面区段煤柱内沿宽度方向布置应力传感器,实测煤柱受采动影响全过程的应力演化特征。继而采用FLAC3D模拟软件分析不同宽度煤柱应力场状况及巷道围岩整体稳定性,数值模拟与煤柱应力现场实测结果综合对比,将崔家寨矿6#煤层深部动压区段煤柱尺寸由经验值20~23 m缩减到5~7 m。现场实践表明,煤柱宽度缩减后,能确保煤柱本身及巷道围岩整体稳定,且提高了资源回收率。     

特厚煤层综放沿空煤巷煤柱宽度及控制研究

为探究特厚煤层综放沿空煤巷窄煤柱的合理宽度,以某矿8305工作面为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场实践相结合的方法,通过内外应力场理论、极限平衡理论和沿空巷道煤柱帮的支护条件确定煤柱宽度的合理范围为5.4～9.9 m,根据数值模拟不同宽度煤柱的水平零位移面和垂直应力峰值分布规律确定煤柱的合理宽度为6 m,并提出针对性围岩控制技术。结果表明:沿空巷道在掘进和回采期间顶底板移近量、实体煤帮和煤柱帮的变形量较小,围岩控制效果良好。     

软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

近距离采空区煤柱下长壁回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对乌鲁木齐某矿9#煤层顶底板为软岩的特点,在分析围岩破坏机理后,提出了梁、索协同支护+顶底角注浆锚杆加固＋帮部锚杆组合支护＋底板锚梁支护及全断面铺网的联合支护方案,即实施巷道“顶底帮整体化”治理,通过在巷道中布置卸压孔,有利于高应力向巷道深部转移,改善围岩与支护结构的应力作用环境。实践证明,采取上述措施有效解决了回采巷道的顶板破坏、煤壁片帮、底板鼓起等问题。在开采过程中采取的降低采高、调斜工作面、工作面加速通过煤柱的方法也使得工作面的生产条件得到了极大的改善,保证了工作面安全开采。     

极近距离煤层采空区下留小煤柱沿空掘巷技术研究

木瓜煤矿正在进行10号煤层的采掘活动,为提高煤炭采出率设计应用留小煤柱沿空留巷技术,在9号煤层采掘的影响下10号煤层及围岩松散破碎严重,通过理论计算及数值模拟研究确定合理的小煤柱宽度为8 m,沿空巷道采用"锚杆(索)+W型钢带+注浆"支护方式,现场应用后进行围岩位移情况的监测,沿空巷道掘进期间顶底板最大移进量为300 mm,实体煤帮最大位移量273 mm,煤柱帮最大变形量249 mm。10-100工作面回采期间,顶底板最大移进量376 mm,实体煤帮最大位移量292 mm,煤柱帮最大位移量为308 mm。     

强采动大断面沿空煤巷围岩非对称控制研究

针对剧烈采动下大断面沿空煤巷围岩破坏突出的难题,以王家岭矿20321沿空煤巷为研究对象,综合钻孔窥视监测、结构力学分析、数值模拟研究以及现场工业性试验等方法,探究大断面沿空煤巷采动影响下非对称矿压显现的规律。结果表明:典型沿空煤巷围岩破坏具有明显的不对称性,顶板结构不对称是围岩非对称破坏的直接诱因;实测基本顶断裂位置始于巷道上方距煤柱1.1 m处,并斜向采空侧延伸;沿空煤巷围岩收敛呈斜"一"字形,沿空煤巷两侧载荷的差异性,促使巷道围岩呈不对称破坏发展趋势。提出高预应力锚杆索桁架非对称控制技术,有效控制了典型沿空煤巷围岩变形,丰富了大断面沿空煤巷围岩控制理论及实践经验。     

坚硬顶板条件下采动煤巷围岩控制技术研究

某矿开采石炭系5#层,煤层厚度大、顶底板坚硬等特点,在采用综放开采的过程中普遍存在采场压力大,矿压显现剧烈,煤巷维护困难等突出问题。为探明该矿回采巷道变形破坏的根本原因,通过对采动煤巷围岩应力状态进行现场检测,根据检测结果分析了坚硬复杂顶板条件下煤巷围岩变形破裂演化规律,通过FLAC3D数值模拟验证了巷道支护效果,为巷道支护提供了理论依据。     

松软破碎复合顶板沿空掘巷窄煤柱宽度与围岩控制技术

为了解决松软破碎复合顶板沿空掘巷煤柱宽度确定及其围岩控制难题，针对某矿21210工作面沿空掘巷复合顶板松软破碎、脱落离层甚至大面积冒顶等变形破坏特征；采用理论分析、数值模拟及工程实践等方法，综合确定其窄煤柱宽度为7 m；并提出了相应的围岩控制对策与技术。结果表明：内应力场宽度为11.8 m，靠近采空区侧与巷道侧的煤柱破坏宽度分别为2.5 m和1.8 m，窄煤柱合理宽度范围为5.6～7.3 m;7～11 m煤柱尺寸时，巷道顶板围岩塑性区减小，弹性核区范围扩大，有利于锚杆索在复合顶板中的锚固；采用7 m煤柱与“高强锚杆（索）槽钢桁架网+顶板注浆”联合支护技术后，实现了对松软破碎复合顶板沿空掘巷围岩的有效控制。     

剧烈采动影响煤巷围岩偏应力分布规律与控制

针对多重剧烈采动影响煤巷围岩控制难题,以某矿轨道平巷为研究对象,采用FLAC3D模拟上煤层遗留煤柱集中应力、本煤层邻近工作面及本工作面采动对煤巷稳定性的影响.结果表明:上部煤层遗留区段煤柱底板存在沿煤柱边缘向底板深部呈"八"字形非对称分布的高剪应力区;随着煤柱底板深度增加,偏应力第二不变量J2值分布由陡峭双峰形向马鞍形转变,并将底板分为显著影响区(0～16 m)、一般影响区(16～30 m)和弱影响区(30 m以上);相邻工作面回采过程中,超前监测面20 m时顶板和两帮J2值开始增大,当滞后监测面10～20 m巷道围岩进入相邻工作面采动影响期;在本工作面超前采动影响过程中,巷道深部高J2值非均布环形分布带应力值进一步增加,范围变大,环形向逆时针旋转转移,并呈向深部转移的趋势.基于此提出高预应力锚杆(索)与桁架锚索组合非对称控制技术且煤巷控制效果良好.