异形巷道空顶区围岩稳定性及关键影响因素分析

针对某矿5煤层异形回采巷道,基于薄板理论得到异形巷道空顶距计算公式,分析了不同因素对空顶距的影响规律及权重,并采用FLAC^3D数值模拟分析了不同因素对空顶区围岩变形特征及垂直应力分布的影响规律。研究结果表明：空顶区顶板的稳定性与抗拉强度、巷道半宽、顶板厚度、顶板倾斜角度、侧压系数及埋深有关,其中巷道宽度及薄板厚度是关键影响因素;根据5煤层地质条件,确定异型巷道的理论最大空顶距为3.653 m,考虑安全系数实际最大空顶距不超过3 m;数值模拟确定合理的支护强度及与巷道方向一致的最大水平应力分布方位,可为快速掘进提供有利条件。在3X51S掘进工作面进行现场应用,空顶距离达到2～3 m,一定程度上提高了掘进速度,且巷道稳定后最大位移不超100 mm,表明应用效果较好。     

破碎顶板条件下巷道掘进空顶距研究

为确定顶板破碎时的巷道掘进空顶距,提出了1种确定空顶距的试验方法,通过对巷道顶板采用特殊的支护方式,保证巷道顶板在短时间、小范围内处于自由状态,在此期间观察顶板表面变形及内部离层的情况,判断顶板稳定性,从而初步确定合理的掘进空顶距。根据设计的防护装置在建新矿4103工作面胶运顺槽进行了实践,并通过数值模拟验证一次掘进不同空顶距长度时巷道稳定性,最终得出巷道掘进空顶距合理数据,通过在建新矿的成功运用,大大提高了巷道掘进速度。     

大断面拱形巷道综掘掘支作业合理空顶距探讨

为提高干河煤矿三采区辅助运输巷综掘机掘支作业效率,保证支护效果,通过建立巷道空顶区顶板力学模型,对合理的空顶距进行理论分析,结合现场实际情况确定4.8 m的空顶距,并通过FLAC3D软件研究4.8 m空顶距条件下巷道掘进期间和掘进稳定后围岩的稳定性。发现该条件下巷道浅部围岩虽有所破坏,但其破坏深度与围岩承受应力均在控制范围内,可满足巷道安全掘进要求。研究结果现场应用后该巷道从掘进至稳定围岩变形量均控制在有效范围内,即4.8 m空顶区长度合理。     

基于连采施工工艺巷道掘进空顶距研究

 提出了一种确定空顶距的试验方法,通过对巷道顶板采用特殊的防护方式,保证巷道顶板在短时间、小范围内处于自由状态,在此期间观察顶板表面变形及内部破坏的情况,判断顶板稳定性,从而初步确定合理的掘进空顶距。根据自己设计的防护装置在察哈素煤矿3101工作面胶运顺槽进行了实践。然后通过数值模拟验证一次掘进不同空顶距长度时巷道稳定性,最终得出巷道掘进空顶距合理数据,并已成功运用于察哈素矿。     

大断面煤巷快速掘进空顶距及支护方案研究

为了提高小甘沟煤矿1102综放面大断面煤巷掘进效率,综合运用理论分析、数值模拟及现场试验手段,研究了大断面煤巷空顶距、支护方案。主要结论：基于大断面煤巷顶板岩层岩性、厚度、力学性质特征,利用薄板理论建立空顶区顶板力学模型,得到最大安全空顶距为3.2m;将巷道原支护方案改进为“一次让压+二次补强”支护,并确定了二次补强滞后一次让压支护的合理距离为12.8m;现场试验表明,在改进后的空顶距及支护方案下,巷道顶底板最大相对移近量为68mm,两帮最大相对移近量为42mm,巷道掘进效率比原来提高了60%,巷道实现了安全快速掘进。     

基于空顶理论的煤巷综掘支护参数优化研究

为研究巷道掘进期间围岩变形破坏规律及合理空顶距留设对巷道掘进效率的影响，以孟村矿地质条件为工程背景，采用理论计算和FLAC^3D数值模拟手段，提出适用于孟村矿4#煤层的合理空顶距留设距离和巷道支护参数优化方案；并基于数值模拟结果，讨论了不同支护方案下巷道围岩破坏情况和对掘进效率的影响。研究表明：巷道掘进期间，巷道围岩变形量相对较小；401104工作面运输巷在理想条件下的巷道掘进空顶距为3.14 m，综合孟村矿实际生产地质条件，空顶距取2 m。通过对现有支护参数进行优化，提出顶锚杆间排距为800 mm×1 000 mm，每排7根的支护方案，月进尺提高3.8倍，百米巷道支护耗材顶锚杆减少63.3%。采用优化后的支护方案可以节省支护时间，提高巷道掘进效率。     

巷道掘进施工中空顶区顶板稳定控制研究

结合工程实例,分析了巷道掘进空顶距的确定方法,合理设置巷道掘进空顶距,保证稳定控制顶板结构,显著减少了支护与掘进交替作业频率,确保提升巷道掘进效率,具有显著的经济效益。     

巷道掘进施工作业中空顶区顶板稳定性控制研究

为更好地控制巷道空顶区顶板,结合掘进工程实例,提出了确定掘进巷道空顶距的方法,进行了巷道空顶距确定试验与具体实施,分析了空顶距试验数据,并进行了模拟验证,通过选用合适的空顶距,减少了支护与掘进交替作业频率,提升了巷道掘进效率,为企业带来了更多经济效益。     

底抽巷快速掘进支护关键参数研究

文章以李村煤矿3301进风底抽巷快速掘进为研究背景,利用FLAC~(3D)软件数值模拟的方法,对在1 m、1.5 m、2 m、2.5 m、3 m与3.5 m不同空顶距条件下巷道顶板应力影响规律、位移特征及锚杆、锚索在不同间排距下的预应力场进行研究,得出合理空顶距为3 m。锚杆间排距采用900 mm×1 500 mm布置、锚索间排距采用2 400 mm×3 000 mm及2-1-2布置方式,提出"掘二支二"的掘进工艺,现场实际应用结果表明,巷道围岩得到有效控制,掘进效率明显提高。     

掘锚机在矿井煤巷快速掘进中的应用

掘锚机具有可同时进行掘进和支护、巷道空顶距小、工作安全可靠、能适应较差的顶板条件、适于大型矿井特别是对大断面巷道严格按安全规程进行快速掘进的特点。比较了国内使用的主要掘锚机机型和效果,分析了设备选型和应用的发展方向。     

大宁矿巷道掘进合理空顶距的研究

为了进一步研究全煤巷大断面围岩的稳定性，针对大宁矿在掘巷道的情况，采用薄板理论分析，确定了其巷道掘进的合理空顶距，为大宁煤矿煤巷围岩控制提供了理论依据；有利于大宁矿进一步发挥掘巷机械的效率，保证了安全生产。     

高陡边坡下露天地下联合开采隔离顶柱合理厚度的研究

简要介绍了计算隔离顶柱厚度的方法即力学解析法、经验法、数值模拟法三大类,其中数值模拟法能够充分考虑高陡边坡对隔离顶柱厚度的影响。应用数值模拟法,可直观、真实地反映出隔离顶柱应力分布情况,结合顶柱岩石力学性质,即可得出此时顶柱的稳定性状况。通过结合某矿山实例,分析不同顶柱厚度条件下的顶柱应力分布,从而计算出合理的、安全的顶柱厚度。     

复采工作面过空巷顶板稳定性

针对复采工作面过平行空巷支架支护阻力计算的问题,通过现场调研和理论分析,建立了过空巷采场基本顶破断的力学模型,提出了影响复采采场基本顶超前断裂的3个因素：复采工作面与空巷间煤柱宽度、复采工作面与周期断裂线距离、空巷宽度。通过对影响因素的力学分析,得到了基本顶超前断裂的力学作用机理：复采工作面与空巷间煤柱随回采失稳,导致顶板失去煤柱支撑,基本顶梁结构的悬臂长度增加,当悬臂长度达到周期来压步距时,悬臂梁在固支端断裂。基于Bieniawski公式,推导得到了复采工作面与空巷间煤柱失稳的临界宽度W*和复采工作面基本顶必然产生超前断裂空巷临界宽度A0。根据过空巷采场基本顶破断力学模型对基本顶来压力学模型中断裂岩块尺寸进行了针对性调整,运用调整断裂岩块尺寸后的基本顶来压力学模型计算得到了适用于复采工作面的过空巷期间支架最小支护强度为10 910.77 kN/架。圣华煤业复采工作面过空巷期间的矿压观测结果表明：工作面过空巷期间,最大工作阻力为9 656 kN/架,支架支护强度计算合理。     

混凝土矿柱嗣后充填法采场稳定性监测与分析

兴隆磷矿为提高资源回收率,采用两步骤回采法,先矿柱胶结充填,后矿房废石充填。为保障作业的安全,验证胶结矿柱的强度,优化采场结构参数,采用区域的微震监测与局部的点监测相结合的方式,对胶结矿柱及顶板覆岩应力显现进行立体、实时动态监测。通过分析开采过程中获取的应力、应变及位移变化数据,得到了回采工作面前方的采动超前影响距离约为20 m;当矿房回采跨度约36 m时,覆岩累积应力集中较大,顶板局部会有冒落,但采场顶板移动诱发的应力远小于胶结混凝土矿柱强度,胶结矿柱无破坏。结果表明:采用两步骤回采嗣后充填的开采方法及采场结构参数等,能够保证采场稳定。该监测方法能够及时准确地为采场稳定性做出评价,为安全高效生产提供指导。     

基于岩石损伤统计强度理论的桩端溶洞顶板稳定性分析方法研究

在综合分析岩溶区桩端溶洞顶板稳定性常用计算方法的基础上,结合岩溶区嵌岩桩工程特点及溶洞顶板受力特性,建立了符合其工程特点的岩溶区桩端溶洞顶板稳定性分析的力学模型。运用弹性理论基本原理,导出了岩溶区桩端溶洞顶板岩层应力计算公式,并引入修正的Mohr—Coulomb强度理论,建立了岩溶区桩端溶洞顶板安全厚度及桩端荷载确定新方法。将该方法应用于某实际工程溶洞顶板的稳定性分析,效果良好。对影响溶洞顶板稳定性的各种主要因素进行了深入分析。     

通道法在14313工作面回撤工作中的应用

液压支架的回收是综采工作面回撤工作过程中的重要一环,选择合理的顶板支护方式则是改善综放工作面收作安全、保证回撤工作快速高效进行的前提。通道法具有准备工作量小,空顶距小,材料消耗少,安全可靠等优点,结合土城矿采三区14313回采工作面的实际情况,选用通道法进行该工作面的回撤工作,效果显著。     

自燃煤层工作面顺槽变坡掘进复合支护应用实践

针对自燃煤层工作面顺槽变坡段掘进,采用先沿顶平掘导硐,并对顶板进行锚网索支护,接着后退一定距离变坡下扎,架设矿工钢棚支护的方法。实践证明,该方法在防治顶煤自燃发火、提高支护强度等方面收到了不错的效果。     

采场顶板稳定性分析与锚杆支护研究

为了维护采场顶板稳定,确保采场安全生产,通过对顶板进行稳定性分析,研究采用锚杆支护作为顶板稳定性控制措施,并采用工程类比法确定了锚杆的合理参数。选用FLAC^3D数值模拟对无支护和锚杆支护两种方案进行了分析研究,模拟结果表明选取树脂锚杆支护能够减小顶板压力,控制顶板位移变形和岩体冒落。后期的现场实际观测表明,树脂锚杆在顶板稳定性支护中效果良好,能够保证采场顶板的安全稳定。     

近直立特厚煤层直接顶初次破坏特征

近直立煤层在开采过程中直接顶的破坏将直接影响采场及巷道的稳定,针对近直立特厚煤层采用水平分段开采过程中直接顶所处的应力状态及其破坏特点,建立了与之对应的四边固支的薄板力学模型;采用FLAC~(3D)数值模拟和正交分析的方法开展4个因素3个水平9组数值模拟实验,模拟分析了埋深、倾角、侧压系数和最大主应力方向等4个因素对直接顶法向应力分布的影响特征,结果表明,近直立特厚煤层在开采过程中,作用在直接顶上的法向应力可以简化为均布载荷;采用伽辽金法求解了均布载荷作用下的直接顶挠度,并应用胡克定律和弧长定理对直接顶岩层不同位置处的拉应力进行求解,通过计算获得了直接顶在破坏前拉应力的最大值及其对应的位置;以最大拉应力强度准则为岩层破断依据,最终得到了近直立特厚煤层在采用水平分段综放开采条件下的初次破断垮距。