大倾角采煤工作面顶板控制数值模拟研究

为解决乌东煤矿工作面回采后大面积顶板悬空的安全隐患,在分析地质情况的基础上,采用瞬变电磁技术对顶板稳定性进行探测后可知,采空区未出现较大规模空顶。根据现场实际情况建立数值模拟模型,通过对水平、垂直应力分布特征及塑性区破坏情况模拟可知:北采区底板煤体破坏深度在15~25 m;巷道塑性区范围为3 m,北巷受到了采空区边界应力的影响,煤体破坏比较严重,应加强支护及管理。     

基于地质雷达的急斜特厚煤层顶板致裂及其效果评价

急斜特厚煤层采空区顶板垮落特征和缓斜煤层不同,容易形成悬空顶板,从而诱发动力灾害。以乌鲁木齐乌东煤矿北采区45°煤层为背景,通过地质雷达对采空区顶板的塑性区变化特征实施综合立体探测。探测结果表明:随工作面的推进,采空区顶板没有发生较大的垮落,形成悬空顶板。提出对采空区顶板实施井下注水与爆破耦合致裂以及地表深孔爆破相结合的致裂方案。现场采用微震监测得出,顶板致裂方案有效减少了采空区顶板突然垮落所造成的动力灾害发生的频次。     

龙东煤矿F_孙断层煤柱留设的数值模拟研究

为了研究断层带对煤层开采的影响,以龙东煤矿东二采区F_孙断层岩体地层为原型,根据采区地质特征,运用FLAC~(3D)建立数值模型,模拟煤层开挖。根据数值模拟结果,判断不同断层煤柱条件下采空区塑性变化及煤层顶板应力变化情况,从而合理设置断层煤柱。研究结果表明:随着采煤工作面的不断推进,采空区顶底板破坏越来越严重,当工作面推进95 m时,采空区顶底板破坏严重且与断层邻近的地层受到破坏,从而导致断层破坏,成为导水断层,引发煤层突水事故。同时,对煤层推进95 m时,煤层顶板的应力特征进行分析,得出断层煤柱合理留设宽度为55 m。     

近距离煤层开采巷道布置合理性分析北大核心

以界沟煤矿8220工作面机巷为研究对象,针对7220工作面回采造成8220机巷顶板不稳定的情况,运用极限平衡理论和弹性力学理论对煤柱一侧塑性区宽度和上位煤层底板应力分布规律进行研究。结果表明,7#煤煤柱一侧塑性区宽度x0为21.1 m,上位煤层开采后,原岩应力平衡状态被打破,在煤壁附近区域出现了应力集中区和卸压区。底板最大破坏深度hmax为15.91m,由塑性区宽度得出煤层底板最大破坏深度与煤壁的水平距离为7.41 m,采空区底板破坏区沿水平方向的最大距离为84.3 m。根据7#煤层采空区左侧煤壁与8#煤层回采巷道顶板中心线的相对位置不同,提出4套布置方案,通过综合分析,当煤壁与回采巷道顶板中心线距离为22 m时,回采巷道受力较小且均匀,塑性区分布不大,围岩变形量也很小,为最佳布置方案。     

近距离煤层开采巷道布置合理性分析

以界沟煤矿8_220工作面机巷为研究对象,针对7_220工作面回采造成8_220机巷顶板不稳定的情况,运用极限平衡理论和弹性力学理论对煤柱一侧塑性区宽度和上位煤层底板应力分布规律进行研究。结果表明,7~#煤煤柱一侧塑性区宽度x_0为21.1 m,上位煤层开采后,原岩应力平衡状态被打破,在煤壁附近区域出现了应力集中区和卸压区。底板最大破坏深度h_(max)为15.91m,由塑性区宽度得出煤层底板最大破坏深度与煤壁的水平距离为7.41 m,采空区底板破坏区沿水平方向的最大距离为84.3 m。根据7~#煤层采空区左侧煤壁与8~#煤层回采巷道顶板中心线的相对位置不同,提出4套布置方案,通过综合分析,当煤壁与回采巷道顶板中心线距离为22 m时,回采巷道受力较小且均匀,塑性区分布不大,围岩变形量也很小,为最佳布置方案。     

羊东矿8263工作面沿空掘巷窄煤柱宽度优化研究

窄煤柱宽度是沿空掘巷顺利实施的关键因素。以羊东矿深部8263工作面沿空掘巷窄煤柱宽度合理留设为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,研究采空区边缘煤体应力分布,分析不同宽度煤柱的稳定性。结果表明:采空区边缘煤体应力具有分区特性,可分为卸载破裂区、极限塑性区、弹性应变区及原岩应力区,卸载破裂区和极限塑性区宽度分别为5.2和8.7m。通过对比分析不同宽度煤柱的应力分布、围岩破坏和巷道变形情况,确定留设5m宽的窄煤柱能够保证巷道稳定。现场矿压监测表明,留设5m宽的窄煤柱,沿空掘巷可有效保证巷道在服务期内的正常使用。     

采空区临界安全顶板预测的厚度折减法

借鉴强度折减法计算边坡安全系数的思路,提出采空区安全顶板预测的厚度折减法.不断调整顶板厚度,直到其达到临界破坏状态,此时对应的顶板厚度即为安全顶板厚度.当顶板达到临界状态时,其位移将发生突变,计算不收敛,因此,将静力平衡方程组是否有解、计算是否收敛作为顶板破坏的标准.采用同时考虑拉伸和剪切破坏的Mohr-Coulomb准则,对某一采空区顶板安全厚度进行预测,并对采空区周围的应力和变形进行分析,结果表明：当采空区跨度分别为4,7,10,15,20,25 m时,顶板安全厚度为2.1,5.2,9.2,12.3,16.6,22.9 m;采空区跨度较小时,塑性区范围较小,顶板主要破坏形式为冲切破坏;随着跨度的增大,塑性区面积增加,破坏形式转变为垮落;当顶板发生破坏时,计算的不平衡力无法收敛,位移不断发展,位移最大值区域位于采空区正上部.     

某矿山多层采空区群稳定性的FLAC3D数值分析

为评价某矿山采空区群的稳定性,应用有限元FLAC3D软件对该矿体及复杂多层采空区群三维数值模型进行了模拟分析.选取相邻空间区间顶板厚度小于30 m和顶板跨度较大的空区群作为研究对象,对多层采空区的应力分布和塑性区(结构塑性强度破坏方面)以及采空区顶板中点位移监控(变形控制方面)进行了研究,并根据研究结果对矿体所有采空区进行了稳定性分类,为后续采空区治理提供了可靠的依据.     

特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程实测研究

为有效获取特厚煤层综放开采采空区侧向支承压力演化全过程,在相邻工作面巷道内利用煤层应力监测系统及电磁波CT探测设备,对采空区侧向支承压力动态演化和静态分布及扩展过程进行了实测分析。通过连续4个月动态监测数据分析发现:自工作面前方110m位置开始,采空区侧向15m范围内煤体支承压力随工作面推进持续发生变化,至采空区内120m趋于稳定;工作面侧向煤体垂直应力依次经历了稳定期、首次增长期、降低期、二次增长期及最终稳定期5个阶段;上覆岩层的破断和煤体塑性破坏2种因素的交叉,造成了采空区侧向不同位置应力峰值拐点时间的同步性及差异性,并以此分析了侧向支承压力动态演化机制。电磁波CT支承压力静态探测分析表明:由于上覆岩层破断的周期性及回转的不均衡性,采动影响范围内,采空区侧向支承压力沿走向方向呈现间隔局部承载的不连续性,分布形态是以某区域为承载中心向煤柱未破坏区近似弧形辐射分布,距离承载中心越远,支承压力越小。该研究结论对煤柱宽度的优化、临空巷道掘进时机的确定具有重要的参考意义。     

基于弹塑性理论和数值模拟的采空区稳定性分析

为了确保刘家沟铁矿井下作业人员安全,采用弹塑性理论和数值模拟2种手段分析地下采空区稳定性,通过理论分析计算得到顶板出现塑性区的极限跨度为30.28 m,目前形成的Ⅰ~#、Ⅱ~#、Ⅲ~#采空区最大跨度为12.2 m,采空区未出现塑性破坏;利用FLAC3D软件模拟得到,在自然状态下,Ⅰ~#、Ⅱ~#、Ⅲ~#采空区上方地表未发现塑性区及变形,采空区顶板未发现塑性区,但顶板变形量较小,最大仅为4.2 mm,采空区均处于稳定状态,与理论计算结果相互印证。结果对矿山地下采空区治理具有指导意义。     

残采工作面过空区相似模拟研究

以圣华煤业3#煤层残煤复采工作面过6 m空区为工程背景,通过建立空区顶板关键块的力学模型,运用1∶30比例的物理相似模拟实验,对比研究随着工作面推进,空区内有无充填体两侧煤体应力和围岩的破坏情况。研究表明:通过老顶力学模型算出空区充填体的支护强度为3.82MPa。充填过空区基本顶初次垮落步距由30 m减少到24m。充填区距工作面8m时煤柱弹性核区宽度约为5 m,煤柱塑性破坏由4 m减小到1 m,充填体内产生最大应力为3.96 MPa。     

基于FLAC~(3D)的深部大规模开采围岩稳定性分析

以马城铁矿-900~-720 m阶段V矿体开采为研究对象,采用FLAC~(3D)数值模拟软件对其充填开采过程进行模拟研究得出:开挖后矿房肩角及顶板中间处出现应力集中现象,且随着相邻矿房开采,矿房顶板、上盘围岩、矿柱位置出现不同程度的以拉伸为主的破坏现象,塑性区呈不断增大的趋势;通过尾砂胶结充填,矿房围岩应力重新分配,原有矿房顶底板、两帮及矿柱集中应力减小,受力呈均匀分布趋势发展,顶板沉降和底板底鼓受到抑制,塑性区破坏减小,尤其是充填体周围的塑性区没有增大,说明充填体抑制了塑性区的发展,充填对采空区围岩变形控制效果显著。     

基于FLAC3D某铁矿采空区稳定性数值模拟研究

随着矿山日益开采,形成大量采空区,若发生失稳,将引发地质灾害,危及人民生命财产安全。为了确保生产安全,以某铁矿山复杂采空区空间形态和分布情况为基础,利用3Dmine-Midas/GTS软件耦合技术,建立三维数值模型,并采用FLAC^3D软件进行模拟计算;通过分析采空区围岩、顶板及矿柱的应力、应变、塑性区情况,研究采空区的稳定性。结果表明,南区530,500,470 m中段开采后围岩产生的沉降位移很小,基本在0.1～1.8 mm;围岩压应力值往深部逐渐增大,最大压应力值未超过岩体的抗压强度;大部分采空区围岩均产生了不同大小的拉应力,拉应力值为0～1.44 MPa,均小于岩体的抗拉强度;530 m中段S53C05采空区顶板和与S53C06间的矿柱产生了连续贯通塑性破坏区。     

下层采空区跨度对采空区顶板稳定性影响分析

针对齐大山北采区发现的双层采空区,为了分析其稳定性受采空区空间结构的影响规律,在双层采空区正上方进行不同下层采空区跨度的爆破数值模拟试验;在下层采空区的跨度由20m增大到30m的过程中,分析了下层采空区顶板中部与两侧的节点峰值振速和单元有效应力,发现下层采空区顶板中部受爆破荷载扰动较大;计算下层采空区顶板的剪切安全系数和拉裂安全系数,发现下层采空区跨度增大,其顶板稳定性减弱。     

松软顶板采场煤壁片帮与顶板冒落作用机理研究

以色连一号矿8101工作面为工程背景,通过现场实测松软顶板冒落形态和煤壁片帮形式,进行采场松软顶板冒落及煤壁片帮作用机理分析,采用数值模拟分析煤壁片帮前后松软顶板塑性区、应力及顶板下沉情况,提出了松软顶板冒落及煤壁片帮防治原则及措施。研究表明:1煤壁片帮导致工作面空顶距增大,加快松软顶板冒落;2理论分析结合现场实测得到工作面发生顶板冒落时0.5m≤[a]≤1.14m,工作面正常推进中(及时移架情况下)煤壁片帮后松软顶板极易冒落;3煤壁片帮后较片帮前来说,空顶区顶板出现拉伸破坏,支架上方顶板区域和煤体深部极限平衡区范围减小,片帮后顶板垂直应力增加明显,煤壁到支架间区域下沉量在0.5m,煤壁片帮导致空顶区顶板垂直应力、剪切应力和顶板下沉量都增大,顶板更容易发生冒落。     

急倾斜煤层工作面应力分布与破坏特征数值模拟

根据新铁煤矿49#下右六片急倾斜煤层走向长壁综采工作面煤岩赋存条件以及回采工作面采空区冒落矸石的充填特征,应用FLAC3D软件模拟在采空区中下部矸石自溜充填后工作面采动煤岩应力分布规律及顶底板破坏特征。研究结果表明:急倾斜煤层开采过后,工作面上下端部垂直应力集中系数最大,应力集中现象非常严重且在采空区后方距工作面煤壁15 m附近上下端部垂直应力达到最大值;在采空区后方随着距工作面煤壁距离的增加,剪切应力先减小,然后增加,最后趋于稳定,在采空区后方距工作面煤壁34～38 m区域剪切应力最小;工作面顶板塑性破坏剧烈,塑性破坏形式多样,工作面底板破坏较小,破坏形式简单,顶板上端部破坏高度小,顶板下端部破坏高度大。     

赵各庄矿极复杂区域保护煤柱留设数值模拟研究

针对赵各庄急倾斜、大断层和采空区下极复杂区域煤层开采中煤柱留设宽度问题,理论分析了极复杂区域煤柱留设条件:一是作为断层保护煤柱,二是作为9煤老空区保护煤柱。将断层煤柱划分为采空区一侧煤体塑性区、有效隔水煤柱的弹性区和断层处煤体裂隙带三个区域,分别计算煤柱宽度。在理论分析和数值模拟基础上,建立了极复杂区域老空区下急倾斜煤层开采保护煤柱数值模型,模拟分析了工作面无煤柱、煤柱距离32m和64m三种不同情况开采时工作面围岩应力变化、围岩位移变化和塑性破坏区等情况,直观分析解释煤柱留设的依据。结合现场地质条件,计算赵各庄3839区域煤层开采煤柱留设宽度为66.2m。     

近距离煤层高应力区顺层钻孔“三堵三注”工艺研究和应用

以东沟煤矿1301工作面运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值模拟对近距离煤层采空区煤柱下高应力区域巷道围岩塑性破坏范围及应力分布进行了研究,基于研究结果对采空区煤柱下高应力区域顺层钻孔施工和封孔工艺进行优化,形成中空锚杆注浆加固塑性破坏区煤体、孔内囊袋式定点封孔两堵一注、孔口聚氨酯封堵补注的"三堵三注"工艺,有效解决了高应力区域煤体封堵不严造成抽采效果下降的问题。     

深井综放工作面沿空掘巷合理小煤柱尺寸及滞后距离研究

为了确定孔庄煤矿IV1采区沿空掘巷的合理区段煤柱尺寸,针对孔庄煤矿深部开采的7433综放工作面地质和开采技术条件,利用FLAC~(3D)数值模拟软件建立工作面回采的三维力学计算模型,得出工作面侧向煤体支承压力分布规律。其中低应力区范围为10m,支承压力影响范围为58m,支承压力高峰位于煤壁内26m;回采后采空区上部岩梁运动基本稳定时滞后工作面的距离为280～300m。在此基础上,通过数值模拟软件分别对留设不同尺寸煤柱进行模拟分析,对比不同煤柱尺寸下沿空巷道煤柱侧水平位移、巷道顶板下沉量以及四周塑性区范围,最终确定留设煤柱的最优尺寸为7m。     

缓倾斜中厚矿体采空区稳定性数值模拟分析

为研究缓倾斜中厚矿体采空区稳定性,在研究采空区失稳机理以及收集矿床资料、采矿进程及进行室内岩石力学实验的基础上,利用数值模拟软件FLAC对磨坊矿五号井2号矿体4号采场的开采活动进行了模拟.通过对采空区竖向应力分布,塑性区发展趋势以及剪应变增量的分析,得出了空区的稳定性程度及破坏发展趋势:(1)在空区顶板与地板中心处出现了拉应力的集中;(2)空区剪切破坏首先发生在角隅与矿柱的中下部,导致矿柱的失稳,然后再向空区边缘顶板上部发展,最终导致顶板整体塌陷;(3)一、二步开挖后空区处于稳定状态,最后一步开挖后,采空区失稳.