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。     

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。     

察哈素煤矿掘进工作面合理空顶距的确定

为确定察哈素煤矿3103工作面连续采煤机掘进巷道空顶距的合理长度,根据测量仪器观测数据的分析研究,最终得出掘进巷道合适空顶距为7.3 m。克服了空顶距选择的盲目性,实现了空顶距选择的定量分析,保证了巷道掘进的速度和安全性,为煤矿高效生产提供了指导。     

大断面顺槽掘进空顶距的确定

本文首先根据大断面顺槽掘进时的顶部岩层的矩形截面模型,并将弯扭模型转化为拉压模型并加以弯扭修正系数,得出3号煤层大断面顺槽掘进时的理论最大空顶距,为后续应力实测提供参考范围。根据3号煤层的地质实测结果以及已知的掘进参数,再考虑到安全系数的影响,所计算得的理论最大空顶距为6.59m。在对3号煤层大断面顺槽掘进时的最大空顶距进行理论计算的基础上,辅以现场实测以保证空顶距优化结果的合理性。空顶距优化的实测结果表明,3号煤层大断面顺槽掘进时的合理空顶距应选择为6m。     

煤巷掘进空顶距确定及施工优化问题探讨

以晋煤集团泽州天安昌都煤业91209巷为工程背景,采用FLAC3D软件对煤巷空顶区围岩应力、位移、塑性区分布情况进行了试验检测,并揭示出煤巷围岩稳定性受掘进空顶距影响的趋势规律,优化了掘进工艺和掘进设备,为91209巷掘进工作面安全、高效、稳定生产提供了理论依据.     

快速掘进巷道空顶与围岩稳定数值模拟分析

采用数值模拟方法,分析在巷道综掘快速掘进过程中空顶条件下围岩稳定状态;通过对比不同空顶距条件下围岩位移量、应变状态分析,得出如下结论:空顶距超过4 m时,围岩位移量快速增加,而空顶距在3.2m时,围岩进入塑性松动状态.     

快速掘进巷道空顶与围岩稳定数值模拟分析

采用数值模拟方法,分析在巷道综掘快速掘进过程中空顶条件下围岩稳定状态;通过对比不同空顶距条件下围岩位移量、应变状态分析,得出如下结论:空顶距超过4 m时,围岩位移量快速增加,而空顶距在3.2m时,围岩进入塑性松动状态.     

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。     

我国煤矿巷道围岩控制技术发展70年及展望

为解决掘进工作面顶板稳定性影响因素多、空顶距取值不合理导致掘进速度慢的难题,基于响应面法通过数值模拟手段,研究煤巷掘进工作面顶板三向应力及变形规律,分析影响掘进工作面顶板变形的关键因素及其交互作用关系。研究结果表明：在掘进工作面前方约1倍洞径处应力调整及变形开始显现,至掘进工作面后方1倍洞径时应力调整基本稳定,在掘进工作面后方约2倍洞径时顶板变形基本稳定;顶板变形与顶板泥岩黏聚力和支护强度呈负相关关系,与顶板泥岩厚度及空顶距呈正相关关系,通过响应面法进行多因素交互分析是确定特定条件下掘进工作面合理空顶距的有效手段。根据赵庄煤矿33082巷地质条件,设置合理空顶距为2 m,支护强度提高至0.25 MPa,应用结果表明巷道稳定性得到保证,且巷道掘进速度也由原先的180 m/月提高至350 m/月,掘进速度显著提高。

     

掘进巷道顶板岩层随钻识别研究

为了在巷道掘进过程中随时识别顶板岩层,提出一种通过检测锚杆钻机液压系统的压力和流量来探测巷道顶板岩层的方法;推导出顶板岩层随钻探测的钻进参数计算公式;研制了顶板岩层随钻识别试验系统,并将随钻识别试验数据与单轴抗压强度试验数据进行比较分析。研究表明:1)当检测到锚杆钻机液压系统中的压力和流量发生阶跃响应或脉冲响应时,可以判断钻头通过了顶板岩层分界面或软弱夹层;2)实验测得钻头穿过软弱夹层时,钻进速度的最大值与最小值之比为12.4,表明钻进速度在几种钻进参数中是最敏感的;3)通过检测锚杆钻机液压系统的压力和流量可以推算出顶板各岩层强度和层位。     

掘进巷道前探梁临时支护技术的应用实践

根据榆树田矿首采工作面回风巷道地质条件及掘进期间顶板漏冒情况,设计了巷道掘进前探梁临时支护系统,改进了巷道临时支护方式。本文主要介绍了这项技术的设计原理、操作过程及使用效果,使矿井巷道掘进安全有了保障。     

坚硬顶板巷道矿压观测与分析

为了优化坚硬顶板条件下巷道支护参数,在1930煤矿37123工作面运输巷掘进期间安设矿压观测仪器,观测巷道矿压显现的特征值,并对观测结果进行分析,掌握了坚硬顶板条件下巷道矿压显现规律及围岩稳定的状况信息,进而判断支护效果,为修改、优化支护参数提供依据,对类似条件下的巷道支护设计具有指导意义。     

利用注浆法治理巷道顶板淋水

巷道的大量淋水使道路湿滑,恶化施工环境,影响矿井建设速度,造成巨大的安全隐患。本文针对山西煤炭运销集团华阳煤业顶板大面积淋水情况,采用注浆封堵方法治理,效果明显,保证了工程质量,排除了安全隐患,达到预期目的。     

随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理与控制研究

为研究随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理及控制方法,基于龙口某矿油页岩上分层巷道节理参数统计结果,结合蒙特卡罗模拟方法,采用UDEC软件内置FISH语言编写了随机节理模拟程序,建立了随机节理岩体巷道数值模型,对随机节理岩体巷道再生顶板的失稳破坏过程及支护方式进行了模拟,并通过工程应用对数值模拟进行了验证。结果表明:再生顶板巷道开挖后预留护顶中小的易冒块体首先沿节理面滑落,之后关键块体在上部破碎岩块压力作用下沿节理面滑动下沉,当关键块体一端滑离巷帮节理面时,关键块体失稳,发生冒顶;再生顶板下预留护顶掘进巷道合理支护方式为锚索-架棚联合支护,可有效控制巷道顶板变形并防止顶板破碎块体冒落。     

托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理和加固技术研究

晋能王家岭煤业回采面均采用“两进一回”布置,其中上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。     

掘进巷道瓦斯爆炸衰减规律及特征参数分析

运用爆轰和爆炸动力学理论的研究方法,建立了瓦斯爆炸的物理模型和冲击波关系式,目的在于研究煤矿掘进巷道瓦斯爆炸时期爆炸冲击波、爆轰波的衰减规律及特征参数的特性.通过对冲击波、爆轰波衰减渐近规律的分析,推导出柱面、球面强爆轰波的衰减有限距离的函数表达式.实验和计算结果的对比分析得出：柱面、球面强爆轰波在有限距离内可以衰减为C-J爆轰波,同时推导出强爆轰波衰减为C-J爆轰波的有限距离公式.     

复杂条件下煤巷快掘系统关键参数确定及应用

实现煤巷的快速掘进对现代化矿井建设具有现实必要性.以陕西黄陵二号煤矿有限公司303工作面为背景,分析传统掘进存在的问题,明确指出以快掘系统优化的6大关键因素和14条间接问题为突破方向.基于对快速掘进设备的理论分析、Analysis计算、工程验证,调整深部煤巷快速掘进关键装备的参数.试验表明,快掘4大设备及关键部件的强度...