高河矿双侧采动大巷变形破坏分析及合理煤柱尺寸留设研究

针对高河矿2#煤层大巷受双侧工作面采动影响导致巷道围岩大变形的问题,采用现场监测、数值模拟的方法,研究了大巷在双侧采动条件下的变形破坏特征及应力分布规律,并结合围岩变形量理论及锚杆锚索应用性验证确定出合理停采线位置。结果表明:双侧采动后北胶巷围岩最大破坏深度可达4m、顶底板移近量在0.5m以上,北轨巷距离采空区远,采动影响小,变形破坏小;单侧采动时停采线前方45m后主应力趋于稳定,双侧采动时停采线前方56m后主应力趋于稳定,且对称分布;双侧采动时距停采线60m以内的围岩塑性区面积大且呈非对称性,距停采线70m以上时塑性区较小且形态规则。结合围岩变形量理论及锚杆索应用性验证确定合理停采线位置为70m,应用于下区段的2309工作面和2304工作面,结果显示巷道变形得到明显控制,效果良好。     

神角矿采动大巷围岩破坏特征与控制技术

以神角矿为工程背景,对该矿2#煤层大巷的破坏形态进行了现场监测和分析。为有效控制巷道围岩塑性区形成和发展,利用FLAC3D数值模拟方法对巷道周围主应力发生不同角度偏转情况下的巷道塑性区形态的不同分布规律进行了研究。根据受工作面采动影响段大巷的变形破坏形态以及后期大巷的服务内容和年限,进行了大巷翻修方案设计,并进行了工程应用,取得了理想成效,可供类似矿山参考。     

近距离煤层工作面停采线合理位置研究

在井工一矿近距离煤层协同开采的背景下,为了确定4~#煤工作面停采线合理位置,对4~#煤14106工作面停采线的位置距本煤层大巷及9~#煤水仓的合理距离的问题进行研究。利用数值计算软件FLAC~(3D)和现场实测的手段,分析煤体应力分布及矿压显现观测数据,最终确定停采线应与9~#煤水仓等主要巷道保持50 m以上的距离。若不考虑9#煤水仓的影响,应与本煤层大巷保持60 m以上的距离。     

工作面采动煤体卸压增透效应研究与应用

为研究采煤工作面前方煤体卸压增透效应,提高煤体卸压瓦斯抽采量,分析了采煤工作面前方采动煤体变形破坏与渗透率变化过程的相关性,在工作面前方卸压区,煤体发生滑移破坏,有明显的扩容及卸压增透效应。现场实测了工作面前方煤体应力及钻孔瓦斯流量随工作面推进过程的变化规律,确定了支承压力区、卸压区分布范围。在卸压区内,因煤体渗透率增大,钻孔瓦斯平均流量提高2~3倍。基于工作面前方煤体卸压增透效应,根据不同钻孔失效距离及卸压区宽度,给出了不同偏角(钻孔与垂直煤壁方向夹角)下的预抽钻孔卸压瓦斯抽采量计算式。分析结果表明:钻孔偏角越大,卸压瓦斯抽采量越大。结合某矿N2105工作面现场条件进行计算,得出钻孔偏角最大可为21.4°,相比原垂直煤壁钻孔,单孔卸压瓦斯抽采量可增加978.5 m3,预期可有效提高本煤层瓦斯抽采率。     

山西庞庞塔煤矿跨采工作面顺槽位置选择及支护方案设计

为深入研究庞庞塔煤矿跨采工作面推进方向与-550 m水平大巷平行情况下的巷道底板稳定性,模拟分析了回采期间在-550 m水平大巷与采煤工作面的垂直距离为28 m的条件下,采场边界跨过-550 m水平大巷6,16,26 m 3种不同水平距离时的跨采方案。研究表明:(1)当水平距离为6 m时,塑性区最大,巷道两帮和顶底板破坏较明显,最大破坏深度位于距离顶板2 m处;(2)随着水平距离增加,塑性区尺寸线性缩小,当水平距离大于16 m时,最大塑性区深度小于1.7 m;(3)当水平距离增大至26 m时,最大塑性区深度减少至1 m,因此在水平距离大于26 m的范围内进行开挖巷道,所受采动影响较小。根据上述分析,设计了跨采前巷道支护方案,即巷道顶板采用锚杆支护,两帮采用锚网喷支护,详细讨论了支护参数取值及支护施工流程,可为类似生产条件下巷道设计及支护提供借鉴。     

带压开采对采场底板的破坏规律研究

本文针对挖金湾虎龙沟煤矿5~#煤层东盘区81511回采工作面带压开采下对采场底板的破坏,通过数值模拟试验对煤层下方底板进行加压以求达到与原开采工作面带压开采相类似效果,为矿井安全生提供了参考数据。     

极近距离煤层联合开采矿压显现规律研究

为得到极近距离煤层不同采煤工艺下联合开采工作面矿压显现规律,采用现场实测法对错距为20 m的上下煤层工作面进行矿压观测,通过观测得出上煤层因为采高小、顶板坚硬,造成工作面没有明显的初次来压和周期来压,超前影响剧烈范围为工作面前方20 m,工作面巷道围岩塑性区深度为1.5~2.0 m;下煤层工作面初次来压和平均周期来压步距分别为27.4和15.5 m,超前剧烈影响范围为工作面前方30 m,工作面巷道围岩塑性区深度2 m,在这种条件下,20 m锚距是不合理的。     

高档普采工作面的矿压观测

一、概况自家庄矿2~#井22410工作面位于710大巷东北面约100m处,其右侧为已采工作面,左侧是未采区,距地表深为244～250m。所开采的2~#(9尺)煤层呈单斜构造,平均厚度2.43m,倾角13°～15°。煤层自顶板往下0.8m处有一层夹石,厚度为0.05～0.15m,煤层底板无底鼓现象,见图1。     

特厚煤层综放面支承压力影响范围分析

根据综采放顶煤工作面的煤层顶板结构类型,采用理论方法计算出工作面前方的塑性变形区范围和弹性变形区范围支承压力,同时定量计算出塔山煤矿在不同煤厚条件下工作面前方支承压力峰值点与煤壁的距离、煤壁前方弹性变形区内支承压力的分布范围,为留设采煤工作面停采线提供了理论依据。     

近距离煤层双重采动对上层煤轨道大巷扰动影响规律研究

针对山西省黄土坡煤矿1109工作面轨道大巷受近距离煤层双重采动影响的问题,采用FLAC 3D数值模拟软件对近距离煤层双重采动大巷底板所在标高应力分布特征进行了分析研究。研究结果表明:下层1249工作面停采后,随着距离1249工作面水平距离的增大,工作面上方煤柱内垂直应力峰值由44.2 MPa逐渐降低,大巷底板位置应力集中现象明显;下层煤开采结束后,当上层1109工作面推进至距离大巷180m时,大巷开始受到采动影响,随1109工作面的继续推进,大巷所在位置垂直应力逐渐增大,水平应力逐渐减小。现场实测显示,当1109工作面推进至距离测点155m时,大巷发生明显变形,工作面在此处停采,停采线距大巷平均距离169m。     

塔山矿8110工作面80m停采煤柱工程适用性研究

为解决塔山矿8110工作面80 m停采煤柱在含有断层构造条件下的工程适用性问题,模拟了停采煤柱中有无断层构造对工作面超前支撑应力分布特征、停采煤柱的稳定性以及大巷的变形情况的影响。结果表明受断层影响,工作面前方形成2个应力增高区,应力峰值系数分别为3.1、2.9,超前支撑应力在停采线前方73 m处降为原岩应力,距停采线52.4 m处煤柱整体位移量降为0 mm,大巷表面位移较小。利用围岩松动测试仪,对回风巷内停采煤柱侧的围岩松动范围进行实测,结果表明距回风大巷25 m距离内,煤壁松动范围降至2.5 m以内,采动影响下煤壁破坏不明显。对大巷进行表面位移监测,结果表明大巷顶底板最大位移量均值30.6 mm,两帮最大位移量均值17.2 mm。工程实践表明,8110工作面留设80 m停采煤柱取得了较好技术、经济效果。     

不同煤层倾角的底板采动破坏特征分析

根据山西龙矿盘道煤业有限公司2#煤层工作面地质及水文地质条件,利用FLAC3D数值仿真软件采用变化煤层倾角的方法,对工作面底板采动破坏进行流固耦合数值模拟,分析与研究不同煤层倾角地质条件下工作面推采过程中底板采动破坏深度的变化特征。研究表明:随着煤层倾角的增大,煤层底板最大采动破坏深度呈现先增大后减小的趋势,且在煤层倾角为30°的地质条件下底板塑性破坏区深度最大。同时将理论计算与数值模拟相结合,对煤层底板进行了突水性预测,为工作面的正常开采提供了理论依据。     

受采动影响综采工作面矿压显现特征数值模拟分析

针对古汉山矿17126大采高综采工作面的地质条件,采用计算机数值模拟(FLAC3D)系统,对试验面不同回采距离时,超前支承压力、上覆岩层移动以及围岩塑性区分布等特征进行分析,得出该工作面超前支承压力的影响范围为煤壁前方50 m,应力峰值位于煤壁前方5~7 m;回采时工作面中部顶板下沉最大,且最大下沉量不足以造成工作面压架;随着工作面的推进,采场围岩塑性破坏区范围不断增大且表现为采空区上方以拉伸破坏为主,工作面上方以剪切破坏为主。     

沿煤层倾斜方向底板“三区”破坏特征分析

为了研究具有一定倾角煤层底板的采动破坏特征,基于矿山压力理论,建立了考虑煤层倾角的工作面侧向底板受力力学模型,采用摩尔-库仑破坏准则,推导了工作面侧向煤柱下方底板的最大破坏深度表达式。将底板采动破坏带沿煤层倾斜方向划分为3个不同区域,其呈现为一个比工作面宽度还要宽的、下大上小的"勺形"分布形态。利用数值模拟方法研究了倾角对煤层底板破坏深度、破坏形态以及最大破坏深度位置的影响规律。结果表明:1)底板塑性破坏区深度随工作面宽度的增大呈现增大的趋势;随煤层倾角的增大,先增大后减小,在煤层30°倾角时,塑性破坏区深度最大,底板岩体更容易发生剪切滑移破坏;2)工作面底板最大塑性破坏深度位置随煤层倾角的增大逐渐偏离工作面中部向下,且工作面越宽,偏离越远。     

弱胶结地层重复采动覆岩渗透性演化规律研究北大核心

为研究西部地区弱胶结地层煤层群开采过程中覆岩渗透性演化规律,以伊犁矿区伊新煤业开采地质条件为基础,通过构建弱胶结采动地层数值计算模型,分析了重复开采扰动下弱胶结煤系地层覆岩的应力分布特征、塑性破坏区发育及渗透性演化规律。结果表明:近距离上位煤层开采时,采动支承压力峰值的应力集中系数达到1.81,采空区覆岩最大拉应力值达到0.9MPa;上位煤层工作面推进距离达到300 m时,采空区上行破坏区和下行破坏区相互导通;重复开采扰动下,弱胶结地层采动覆岩的孔隙压力大幅下降,采动渗流场呈现采空区四周渗流速度大于采空区中部渗流速度、采空区煤壁侧的渗流速度大于两侧和切眼侧渗流速度,当上行和下行破坏区连通时渗流速度大幅增大;近距离下位煤层开采,当煤层间岩层破坏区初次贯通时,上下煤层间岩层形成中间渗流速度大、两边渗流速度小的扇形渗流场,随着工作面持续推进,最大渗流速度位于工作面前方。     

深井不同采高围岩应力演化规律研究

文章以山东某矿深井工作面为工程背景,运用数值模拟软件对千米深井不同采高下应力分布规律进行研究,通过对工作面超前支承压力峰值、推进影响范围和煤层围岩破坏等方面的分析,得出结论:深井开采过程中,煤壁前方支承压力峰值和压力影响范围与推进距离呈正相关,在采高不同的情况下,工作面推进距离相同时,超前支承压力峰值随采高的增加而增大,工作面围岩的破坏随采空区的增大破坏范围增大。研究成果对深井工作面安全开采具有一定的指导意义。     

大采高综采工作面煤壁片帮机理分析

为了研究综采工作面的矿压显现规律,在现场实测基础上,运用数值模拟的方法,对不同采高、不同工作面长度条件下工作面煤壁前方塑性破坏区的分布规律进行了模拟研究。结果表明:随着采高和工作面长度的增加,工作面煤壁前方出现塑性破坏的范围越来越大;当工作面长度为220 m时,随着采高的增加,工作面煤壁前方出现塑性破坏的范围呈现扩大的趋势;当采高为4.5m时,随着工作面长度的增加,工作面煤壁前方出现塑性破坏的范围也呈现扩大的趋势。     

鑫基煤业采动影响下皮带大巷底鼓控制技术研究

为解决鑫基煤业2~#煤层皮带大巷在临近工作面采动影响下围岩变形严重的问题,通过现场矿压观测、理论分析及数值模拟等方法,确定围岩主要破坏形式为底板底鼓,主要原由为高应力和地下水,设计锚注联合加固法进行处理。应用结果:顶板下沉量最大约为9mm,两帮移近量最大约为10mm,底板底鼓量最大约为22mm,皮带大巷围岩稳定性良好。     

上煤层采动影响下煤层底板破坏特征试验研究

针对上煤层采动条件下煤层底板破坏这一实际问题,采用数值模拟试验和相似材料试验的方法对工作面不同推进距离底板破坏特征进行研究,确定了采动条件下底板的破坏特征与工作面推进距离之间的关系,可为近距离煤层下层煤开采回采巷道布置、支护及顶板管理方案的确定提供指导。     

煤层底板采动裂隙演化规律数值模拟研究

以龙门矿二1煤复杂构造破坏的高流变底板为例,基于弹塑性力学方法,结合摩尔-库仑强度理论,以现场观测数据为依据,采用RFPA2D软件与FLAC3D软件进行数值模拟,综合计算出龙门二1煤底板岩体受采动影响的破坏规律特征,即工作面推进初期,底板的破坏深度较小,但随工作面推进距离增加而逐渐增加。通过数值模拟与经验公式对比分析可知,当煤层底板破坏深度达到14 m时,基本不随推进距离增加而变化,且煤层底板采动破坏深度为14 m。但随着开采的进行,在采空区后方煤层上的支承压力峰值位置几乎保持不变,其值随着工作面的推进略有增加,支承压力峰值位于工作面前方和开切眼处,应力集中系数一般为2.5左右。