忻州窑煤矿5931巷道卸压槽防冲模拟与试验研究

采用理论分析、数值模拟与现场试验相结合的方法,对忻州窑煤矿5931巷道卸压槽防冲效果进行研究.数学推导了巷道底板岩层轴向力,分析了巷道底鼓原因.根据煤岩体静载破坏理论,确定了巷道卸压槽防冲技术方案.并运用FLAC3D数值软件模拟布置卸压槽巷道围岩应力、变形状态,从模拟结果可以看出,卸压槽具有很好的防冲作用.最后,选取部分5931巷道开展卸压槽防冲试验,布槽巷道围岩变形量明显减小,与模拟结果较为一致,同时,声发射现象显著减弱,证实卸压槽有好的防冲效果.     

不同切槽参数对围岩稳定性分析

为了分析切槽深度和宽度对巷道围岩变形的影响和确定最佳的底板切槽参数,通过理论分析底板破坏的特征和相应的支护措施;采用FLAC 3D模拟了在不同切槽条件下巷道围岩变形的影响规律;研究了在不同切槽参数条件下巷道围岩的变形情况。结果表明,底板岩层强度不同时应当采取不同的支护措施,底板岩层强度较低时适宜采用加固法,强度较高时采用卸压法。当采用底板切槽来降低巷道围岩变形量时,在底鼓量逐渐减少时顶板下沉量也在急剧增加,并且顶板下沉量要大于底鼓的减少量。因此采用切槽卸压降低底鼓量的方法适用于顶板比较稳定的岩层,在底板中部切槽的效果要优于在两底角切槽,切槽深度为巷道宽度一半时,巷道稳定性最好。     

高应力煤巷卸压孔布置方式对卸压效果影响分析

高应力是造成深部煤巷大变形的主要因素。钻孔卸压已成为高应力区围岩稳定性控制的主要方法之一。基于钻孔卸压原理,以实际工程为背景,设计了三种卸压孔布置方式,并采用数值模拟的方法对不同卸压孔布置方式的卸压效果进行计算和对比分析。结果表明:卸压孔布置方式对卸压效果影响显著,卸压孔五花布置时,卸压效果最为明显;卸压孔周围形成卸压圈,卸压圈相互叠加,卸压范围增大;巷帮布置卸压孔使巷道周边形成的应力峰值向远离巷道的围岩深部移动,五花布置卸压孔时,不仅能够使应力峰值向深部转移,而且降低了应力峰值,有效改善围岩应力环境;卸压孔产生的卸压区,为巷道围岩提供给了一定的变形补偿空间,减小了巷道变形,卸压孔五花布置时,巷道变形最小,与无卸压孔时相比,巷道实体煤帮整体变形量减小了73.9%,顶板最大沉降量减小了40%,控制变形效果明显。     

冲击危险煤层卸压钻孔安全参数研究

为确定卸压钻孔安全参数,保障孤岛工作面安全回采,采用理论计算方法,得出在忻州窑矿8939工作面地质条件下不同孔径卸压钻孔的卸压半径范围;采用数值模拟方法,从应力及能量角度出发,分析验证理论计算结果,确定现场测试方案;在井下应用分布式光纤传感技术(BOTDR)测定钻孔卸压半径及间距。结果表明:卸压钻孔孔径越大卸压效果越好,同时对煤体扰动越大,孔径过大可能诱发冲击地压;卸压钻孔间距存在临界值,钻孔间距小于临界值时,2孔间煤体破坏变形程度较大,卸压效果良好;孔间距大于临界值时,2孔间煤体破坏程度较弱,卸压效果较差。在忻州窑矿8939工作面地质条件下,确定卸压钻孔孔径108 mm,钻孔间距0. 7 m;研究成果保障了8939工作面安全开采。     

高应力大变形软岩巷道“三壳”围岩控制机理及应用

为解决土城煤矿14运输上山软岩巷道变形量大、锚杆索失效严重等技术难题,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟及工业性试验等方法,揭示了围岩变形特征以及巷道失稳破坏机理,提出了“三壳”围岩控制理论。基于以上研究,设计了“锚杆锚索+灌浆+钢管混凝土支架”的复合支护方案,建立了基于“三壳”围岩控制理论的“三壳”支护结构体力学模型,计算出设计方案的极限承载能力为2.54 MPa,随后采用 FLAC3D数值模拟软件对设计方案进行模拟分析,验证了方案合理性。最后,该复合支护得到成功运用,现场监测结果表明:巷道顶底板以及两帮变形量均低于100 mm,巷道未发生明显变形,支护效果良好。     

三硬条件下孤岛区域大直径钻孔防冲方案优化

忻州窑矿是典型的冲击地压矿井,为确保忻州窑矿8939三硬条件孤岛工作面安全高效回采,采用理论计算的方法,得出在该地质条件下卸压钻孔参数的合理范围,并采用数值模拟方法对理论计算得出的参数范围进行深入研究,得出适合该地质条件下的大直径卸压钻孔优化方案。采用KBD5电磁辐射仪对卸压效果进行了检验,结果表明,经过优化,煤体内电磁辐射强度较原卸压方案降低了15.7%,累计脉冲数降低了16.6%。方案优化后不但提升了卸压效果,而且节省了约690个钻孔和30%的工作量。     

多次强动压巷道围岩“三区”强化支护机理及控制技术研究

针对贵州湾田煤矿多次动压作用巷道围岩变形破坏严重的问题,提出了巷道围岩"三区"强化支护控制技术,通过数值模拟、理论分析和现场试验研究分析了围岩"三区"强化支护效果。研究结果表明:通过内外注浆方法在巷道围岩内形成围岩锚固区、围岩强化区和应力释放区,并将注浆区域分为内注浆区和外注浆区,使其之间形成动压缓冲区;注浆能够有效的胶结破碎围岩体,锚杆锚索所处的塑性破坏区得到了有效重新加固,形成具有高强度的承载拱;井下现场监测数据表明巷道顶板下沉量和底鼓量不足巷道高度的5%,两帮变形量仅为巷道宽度的0.7%,有效地控制了巷道围岩的变形破坏。     

近距离煤层上行开采巷道优化布置及煤层卸压效果试验分析

为解决近距离煤层上行开采上煤层出现台阶状下沉问题，以西曲煤矿南三盘区近距离煤层群为研究背景，结合其煤层地质条件，采用理论计算对南三盘区近距离煤层群上行开采进行可行性判定，并建立数值和相似模拟模型，模拟留煤柱和错层位巷道布置开采，对上行开采煤层垮落形式和卸压效果进行试验分析。试验结果表明:煤层上行开采过程会导致上层煤位于垮落带内；采用留煤柱巷道布置上煤层出现台阶状下沉现象，错层位巷道布置上煤层连续下沉不会出现台阶状下沉；错层位巷道布置上行开采，上煤层卸压效果良好，无应力集中现象。研究结论可为类似条件上行开采和岩层控制提供参考。     

高应力下硬岩巷道掘进端面钻孔爆破卸压动态模拟

为了深入研究深部高应力岩层巷道围岩钻孔爆破卸压技术,将ANSYS/LS-DYNA程序和FLAC~(3D)程序相结合,动态模拟了硬岩巷道端面的钻孔爆破卸压过程,分析了不同卸压方案的钻孔爆破卸压效果,得到了合理的钻孔布置方式及钻孔深度、装药长度。结果表明:钻孔爆破卸压可降低巷道端面的支承压力峰值,并使其向岩体深部转移;呈三角形布置超深钻孔的爆破卸压效果较一字型好;钻孔超深2 m时,即超深一个掘进循环进尺时钻孔爆破卸压的效果最好;超深钻孔全长装药爆破的卸压效果较超深部分仅孔底或半长孔装药好。钻孔超深长度及其装药长度模拟表明,动态模拟较静态爆破等效模拟更精确。     

大安山矿轴10下槽煤层回风巷道让压支护模拟与试验

大安山矿已经进入深部开采阶段,高应力、大变形巷道支护问题日益突显.为维护矿井深埋巷道稳定,引进高强让压锚杆支护技术控制深埋巷道大变形.根据轴10下槽煤层回风巷道实际情况,运用FLAC3D软件数值模拟高强锚杆和高强让压锚杆支护条件下围岩响应情况,并在现场展开让压支护技术试验.对比分析模拟与试验结果表明,数值仿真与现场实际较为一致,高强让压锚杆支护技术能够显著改善深埋巷道应力状态,有效控制深埋巷道大变形,保证矿井安全生产.     

小煤柱巷道围岩变形的力学机理及演化过程研究

为研究小煤柱巷道围岩变形力学机理与演化过程,以石槽村矿某回风巷为研究对象,采用理论分析、FLAC3D数值模拟以及现场实测等方法,分析小煤柱条件下巷道围岩变形的主要影响因素以及表征特点。研究结果表明:侧压系数为巷道围岩变形的主控因素;侧压系数与巷道顶底板位移量呈正比关系,与两帮位移量呈反比关系;回风巷每次受采动影响时,变形可分为巷道稳定阶段、位移分化阶段以及位移加速变化阶段;围岩变形主要发生在一次采动影响时,此时巷道变形呈现明显的不对称,左右两帮的位移量差异明显,巷道的中心位置明显偏移。研究结果可为小煤柱巷道围岩支护提供技术参考。     

工作面水力卸压防突作用的数值模拟

为进一步摸清水力卸压的防突作用原理,笔者用UDEC软件对张集煤矿7353工作面水力卸压措施进行了数值模拟。先介绍水力卸压技术及模拟工作面概况,后通过确定几何模型及单元划分、边界条件及初始应力场、力学模型、开挖模型、水力卸压后相关参数等环节进行数值模拟和分析,与此同时,通过测定现场水力卸压后的煤体位移并与数值模拟对照,验证数值模拟方法的正确性。从模拟及现场结果看,水力卸压后的煤壁位移量加大,塑性区范围增大,应力集中程度下降,集中应力深移,卸压带加长,降低了工作面前方煤体的弹性潜能,增加了煤层透气系数及煤体颗粒运动的阻力,从而起到预防突出的作用。     

浅埋厚煤层回采巷道围岩破坏分析及支护优化

为解决神东矿区浅埋厚煤层回采巷道围岩变形量大、巷道维护效果不佳等问题,以神东矿区某矿105工作面胶运顺槽为工程实例,综合利用理论分析、数值模拟和现场实测方法,对巷道围岩破坏机制和围岩应力状态进行分析并对巷道支护方案进行优化。结果表明:巷道支护的主要对象是巷道塑性区内圈松散破碎煤岩体;巷道顶板、副帮、正帮松动破坏范围分别为3.42 m、1.51 m、1.36 m;巷道锚杆锚固段未全部处于深部稳定煤岩体中,锚杆锚固能力未得到充分发挥,是导致巷道围岩变形量大、锚固失效的根本原因。基于巷道围岩松动圈实测和数值分析结果,对巷道支护方案进行优化,现场应用表明,巷道支护方案优化后,锚杆支护作用得到充分发挥,巷道表面位移降幅明显,巷道维护效果得到明显改善。     

高应力巷道底臌变形机理及控制技术分析

为了分析高应力巷道底臌变形机理，以铜川玉华煤矿2407工作面巷道为研究背景，采用理论分析和现场观测相结合的研究方法。根据巷道底臌主要由原岩应力、支承应力、围岩遇水膨胀、流变作用而引起进行分析，推导出计算底臌量的表达式。针对玉华煤矿高应力巷道底臌变形，提出在巷道顶板采用锚网梁索支护，帮部采用锚网支护的原支护条件下，底板采用锚杆注浆和切槽联合支护方式控制底臌。现场观测结果表明:这种联合支护方式能够有效控制巷道底臌变形，底臌量降低了61.5%。将底臌量理论解与现场监测的结果进行比较，误差小于8.93%，验证了理论的合理性，为巷道底臌量分析提供了参考。     

近距离上保护层开采最小安全岩柱厚度研究

运用岩石力学知识和数值模拟方法,分析近距离保护层矩形掘进巷道周边的应力分布规律以及巷道塑性区范围的确定方法,并结合平煤集团五矿的保护层开采条件,利用FLAC数值计算程序对该矿近距离上保护层掘进期间不同岩柱厚度条件下的保护层底板塑性破坏范围进行数值模拟,在此基础上,提出合理确定保护层底板安全岩柱厚度的方法,现场观测结果表明,理论计算与数值模拟结果比较吻合,符合生产实际。     

软弱底板特厚煤层综放面矿压特征研究与应用

水帘洞煤矿3802工作面是彬长矿区首个采用8m小区段煤柱护巷、面临软弱底板问题的特厚煤层工作面,生产条件复杂,类似开采技术经验较少。针对此问题,采用岩石物理力学性质测试和计算机数值模拟等手段,明确软弱底板对综放面矿压影响机理;通过现场实测,对3802工作面矿压特征和覆岩移动规律等进行研究,结果表明,软弱底板条件下特厚煤层综放面较一般底板下特厚煤层综放面矿压显现特征不同,软弱底板吸收能量,将应力转移到深处,一定程度上消除了冲击地压危险,同时矿山压力显现平缓不明显,动载系数小。现场实测结果表明巷道围岩稳定,研究结果可以在类似条件下推广应用。     

诱导式防冲支护装置的屈曲吸能特性研究

基于薄壁管件屈曲吸能原理,设计了具有特殊形状的诱导式防冲支护装置,应用于一种新式巷道吸能防冲液压支架中,旨在当突发围岩冲击时,通过装置自身及时的变形让位过程,应对支架遭受的冲击破坏作用并快速吸收其携带的冲击能,从而支架结构受到保护,围岩稳定性与巷道的整体性得到保障。防冲支护装置的承载力与吸能量通过吸能理论分析与计算获得;利用ABAQUS大型分析软件模拟两种防冲支护装置结构形式的变形吸能过程,在轴向加载的条件下进行单节支护装置准静态压缩试验。结果表明:单节防冲支护装置支护力大,比吸能高,吸能量大,总体吸能效果好。防冲支护装置吸能特性研究,为解决当下冲击地压发生时巷道支护安全问题提供了新方法。     

大断面动压回采巷道围岩变形规律及其控制技术

针对大断面动压回采巷道大变形问题,以成庄矿近20 m~2的强扰动回采巷道为例,采用数值模拟及现场实测的方法,对围岩破坏特征、变形规律以及稳定性控制技术进行分析。研究表明:断面尺寸的增大及强回采扰动迫使巷道发生非对称性变形,内部发生分区破坏;采掘应力作用下巷道围岩变形破坏具有明显的阶段性特征;对于大断面动压回采巷道稳定控制,单一的传统支护方式已难以奏效,需采用新型"三高"锚杆及注浆加固等分区协同支护技术;实例中采用该技术支护巷道后,底板底鼓量减少450 mm,两帮移近量减少800 mm,巷道变形得到了有效控制。     

辛置煤矿310轨道巷围岩破裂范围研究

辛置煤矿310轨道巷属于高应力软岩巷道,地质构造和岩层结构非常复杂多变。为了解该巷道的松动范围、塑性区分布和围岩破坏情况,采用U510非金属超声波检测仪,在辛置煤矿310轨道巷左右两帮合理布置检测点,进行现场松动圈测试。获得一系列测试结果,运用测试结果及围岩松动圈支护理论,可对310轨道巷支护提供理论依据。     

同忻井田地应力测量与回采巷道稳定性研究

为保证同忻煤矿安全、高效开采,采用应力解除法对大同矿区同忻井田3-5#煤层的地应力场进行了测量,结合理论分析、数值模拟与现场监测,分析了在该类型应力场中不同巷道布置方向与巷道围岩稳定性之间的关系。测得同忻井田最大主应力为20.42 MPa,方位角为245.18°,确定了同忻井田地应力场属于σHv型。理论计算和数值模拟的结果表明,有利于回采巷道稳定性的布置方向为与最大水平主应力方向成30°,并采用巷道顶板离层监测仪对其进行了验证。