综放工作面沿空留巷支护阻力研究

为了计算综放工作面沿空留巷支护阻力,以结构力学理论为基础,分析综放工作面沿空留巷支护阻力计算模型,建立沿空留巷围岩和支护体的结构力学模型,应用超静定结构和静定结构分析支护体与沿空留巷围岩相互作用机制,推导出巷旁支护阻力的计算公式.结果表明,进行沿空留巷支护阻力力学分析时,要考虑顶板极限断裂前和断裂后两种状态下的受力情况,支护阻力与岩层厚度、容重、煤体极限平衡区宽度、跨距、支护体宽度和巷道宽度等因素密切相关.工业性试验表明,该技术的应用是成功而有效的.因此,综放巷内沿空留巷围岩结构力学模型和支护阻力计算公式是合理的,可在类似条件的综放工作面中应用.     

沿空留巷直接顶稳定性突变分析及其控制

保持直接顶稳定,降低其突变所引起的危害是沿空留巷顶板控制的关键。基于沿空留巷直接顶力学模型,采用能量平衡分析法,建立直接顶突变的燕尾突变模型。结合某工程实例,阐述沿空留巷直接顶稳定性突变机理,分析巷帮煤体支撑力、巷内支护阻力、充填体支撑力对直接顶稳定性突变的影响。实践表明,增加工作面超前加固范围,巷内支护采用高预应力强力锚杆与锚索等主动支护,巷旁采用膏体充填,能够提高充填体早期强度,延缓直接顶稳定性突变的发生和减轻突变发生的烈度。     

综放沿空留巷底鼓变形及其控制研究

针对综放沿空留巷底鼓变形严重问题,分析综放沿空留巷底鼓变形规律,建立综放沿空留巷底鼓力学模型,推导出底鼓计算公式,并对其影响因素进行分析,据此提出底鼓控制对策,最后将其应用于现场。结果表明:综放沿空留巷的实际底鼓量取决于直接底压曲量与基本底挠曲量两者的最大值,底鼓量理论计算结果与现场实测结果基本一致。各因素对底鼓影响程度依次为:巷道宽度、基本底弹性模量、巷旁支护体宽度、巷旁支护体对底板压力、煤帮极限平衡区宽度、采放比。合理的底鼓控制措施应针对关键性影响因素实施,据此提出"锚网索+高强度墩柱+基本底注浆"围岩变形控制对策,现场工程应用表明,底鼓变形得到了有效控制。     

二次采动下沿空留巷围岩变形及其控制研究

针对二次采动下沿空留巷围岩变形控制困难问题,揭示了沿空留巷围岩变形规律,建立了二次采动下沿空留巷围岩变形力学模型,推导出了围岩变形的理论公式,据此分析了围岩变形的影响因素,提出了支护对策,并进行了工程实践。结果表明:围岩变形理论公式与现场实测值基本一致;顶底板移近量以底鼓为主,底鼓量为直接底压曲量与老底挠曲量的最大值;各因素对围岩变形影响程度依次为巷旁支护体宽度、迭加应力集中系数、采高、采深、老底弹性模量。围岩变形控制对策应围绕关键性影响因素进行,据此提出“锚网索+高强度墩柱+老底注浆”耦合支护对策,工程实践表明,沿空留巷围岩变形稳定,得到了有效控制。     

深部沿空留巷底板受力及变形特征分析

针对深部沿空留巷软岩底板大变形控制难题,通过理论研究建立了充填体承载力学结构模型。研究认为:大结构的运动以"给定变形"的方式进行控制,沿空留巷巷旁充填体要具有一定可缩性与切顶强度,可采取"补偿机制",充分利用顶板煤体及软岩、底板软岩、预留变形等让压控制方法,维持沿空留巷整体结构稳定;底板同时承受高水平应力及压膜效应顶板载荷传递作用产生了充填体在软岩底板中的下陷及底鼓特征,且充填体承压偏载,实体煤帮与充填体两侧同样呈偏载特征,深部软岩底板沿空留巷底鼓呈分区特征,因留巷两帮载荷集度不同,底鼓呈现一定的偏态特征。     

采掘过程中沿空留巷围岩应力演化规律研究

沿空留巷符合绿色采矿的发展方向,已有研究对其应力分布与动态演化规律方面研究尚不够深入,导致留巷技术难以推广应用。运用FLAC3D数值模拟计算和现场实测相结合的方法,系统研究了薄直接顶、厚直接顶和无直接顶3种典型顶板条件下巷道掘进、采动留巷及稳定过程中围岩应力发展演化规律,分析了充填区域的顶板承载特性对围岩应力分布的影响。结果表明,巷道掘进阶段,无论是超前支承应力,还是迎头支承应力和滞后支承应力,都是厚直接顶最高,其次为薄直接顶,无直接顶最低。采动应力调整阶段,随直接顶厚度减小支承应力集中系数逐渐增大,同时,随直接顶厚度减小支承应力极值位置逐渐远离工作面。     

Y型通风沿空留巷巷道围岩活动规律研究

为掌握沿空留巷围岩活动规律,以谢桥矿12418工作面轨道顺槽为工程背景,采用多点位移计及钻孔窥视仪等设备进行实测研究,并结合数值模拟对其进行分析.结果表明:沿空留巷巷道表面围岩变形具有典型的近场效应,留巷前距工作面60 m以外的巷道基本无表面位移,随工作面的推进,巷道表面位移逐渐增大,距工作面10～15m范围内,表面位移变化速率显著增加,留巷后巷道表面位移与留巷前变形趋势类似,但表面位移量较留巷前有明显增加;从顶板钻孔窥视结果可以看出,留巷前仅在孔深2 m处发育单一离层裂隙,留巷后在孔深1.2m、2.4 m、3.8m和5.3m处发育多层离层裂隙,且随滞后工作面距离增加裂隙逐渐增大;尾巷充填体应力在充填材料固结后逐渐升高,并一直维持较高应力状态,因此,巷旁充填体既要确保有一定的强度和刚度,又要有一定的适应变形能力.     

深井开采沿空留巷顶板锚杆强化控制技术研究

随着我国煤矿开采深度的逐年增加,瓦斯含量逐渐增大且赋存异常,回采工作面瓦斯超限问题严重威胁着煤矿的安全生产,而沿空留巷则是解决工作面瓦斯超限问题的最有效途径,但沿空留巷顶板稳定性控制问题则制约了沿空留巷技术在我国更广泛地推广应用。本文以顾桥矿1115(1)采煤工作面沿空留巷为背景,全面总结了沿空留巷顶板控制技术的国内外研究现状及存在的主要问题,并分析了沿空留巷顶板控制的基本原理,在煤巷顶板预应力结构理论的基础上,提出了顾桥矿深井开采沿空留巷顶板稳定性控制的锚杆强化控制技术原理,对巷道所处的不同阶段有针对性的提出了顶板的安全控制技术。该研究成果在顾桥矿1115(1)采煤工作面沿空留巷中得到了成功应用,对类似条件下的沿空留巷顶板控制具有重要的指导意义。     

综放沿空动压巷道锚网索耦合支护研究

为合理设计综放沿空动压巷道支护参数,以恒昇煤矿9102工作面沿空运输巷为例,用钻孔窥视仪和多点位移计观测巷道围岩裂隙发育状况和变形特征;用FLAC3D软件模拟锚杆锚索采用不同支护参数时围岩支护应力场分布特征,定义压应力区耦合系数评价锚杆锚索耦合性能,在此基础上优化支护参数,并模拟对比采用原有支护与优化支护时围岩偏应力及位移分布特征;开展现场试验。结果表明:减小锚索间距、增加锚索长度和锚索预紧力能使预应力锚杆和锚索在围岩内形成有效连续的压应力集中区;当压应力区耦合系数大于1. 4时,应力集中区高度超过顶煤厚度;当锚索长度为8 m时,锚索锚固段所在岩层偏应力较低,锚网索支护系统的可靠性较强;支护参数优化后,顶板离层与围岩大变形基本得到控制,能够保证沿空巷道的安全。     

乌东矿急倾斜特厚煤层水平分段综放开采顶板破断特征研究

为研究急倾斜特厚煤层水平分段综放开采顶板破断特征,基于急倾斜特厚煤层工作面顶板赋存条件并结合弹性力学,建立了急倾斜特厚煤层水平分段开采顶板力学模型。通过力学模型分析,推导出急倾斜特厚煤层水平分段开采后顶板沿工作面倾向方向的岩板破断判据及挠度公式,应用三角级数方法对挠度公式进行求解,确定了顶板沿倾向方向上最大挠度发生的位置关系式。理论研究成果在乌东矿南采区B1+2急倾斜特厚煤层水平分段综放开采中的工程应用表明,工作面沿倾向方向上推进到385 m时顶板发生破断,倾向方向顶板最大挠度坐标位置为y=325.78 m,顶板沿工作面倾向方向的最大挠度位于采空区中部偏下位置。表现为急倾斜特厚煤层顶板在工作面上方的非对称性破断;相似材料试验进一步验证了顶板挠度公式的合理性。     

深井开采巷旁充填沿空留巷围岩活动规律研究

随着我国煤矿开采深度的逐年增加,瓦斯含量逐渐增大且赋存异常,回采工作面瓦斯超限问题严重威胁着煤矿的安全生产,而沿空留巷则是解决工作面瓦斯超限问题的最有效途径,但沿空留巷顶板稳定性控制问题则制约了沿空留巷技术在我国更广泛地推广应用。本文以顾桥矿1115(1)采煤工作面沿空留巷的成功案例为背景,全面研究分析了沿空留巷围岩活动的基本规律,对类似条件下的沿空留巷围岩控制具有重要的指导意义,使沿空留巷技术在我国得到更广泛的推广应用具有积极的现实意义。     

瓦斯抽采下沿空留巷工作面采空区漏风机制研究

漏风对煤自燃有重要影响,研究漏风形成机制对工作面采空区防火具有重要的作用。针对采空区瓦斯抽采、上覆围岩裂隙发育对采空区漏风影响问题,以沙曲矿沿空留巷综放工作面为研究背景。根据采空区上覆煤岩特性选择经验公式计算采空区裂隙发育高度,分析了沿空留巷侧采空区上覆裂隙发育,现场实测了沿空留巷压埋管及高位钻孔中气体体积分数,并根据实测参数利用数值模拟分析了瓦斯抽采条件下采空区风流流场变化。结果表明:上覆裂隙成为采空区漏风通道,导通距离在27.2~37.2 m;在沿空留巷侧采空区回采距离100m,其氧气体积分数在10%以上,验证了采空区漏风去向;模拟结果显示,沿空留巷侧采空区立体空间范围内氧气体积分数均达到10%以上,模拟结果与实测基本保持一致。最终确定瓦斯抽采条件下沿空留巷的布置及煤岩裂隙发育是形成漏风通道的主要原因。     

特厚煤层沿空掘巷合理留设小煤柱的试验研究

为减少煤柱损失量,改善巷道维护现状和提高煤炭回采率,以庞庞塔煤矿10#特厚煤层为工程背景,采用理论计算、FLAC3D数值模拟和现场观测方法对该矿特厚煤层综放沿空掘巷留设的小煤柱宽度进行了研究。计算表明:小煤柱合理留设宽度为7.7～9 m。以小煤柱理论计算为基础,结合工作面端头侧的应力与煤柱侧向支承压力分布特征,提出了4种小煤柱留宽方案,通过数值模拟对比分析不同留宽煤柱在掘巷和回采阶段的围岩应力和受载变形情况,最终得出小煤柱合理留宽为9 m。工程实践表明:按9 m留设区段煤柱,并采用合理支护设计,巷道顶底板及两帮变形量较小,煤柱稳定性良好,留宽方案满足生产使用要求。     

沿空窄煤柱锚网带支护的巷道稳定性研究

锚杆支护是煤矿采准巷道的重要支护方式 ,沿空留巷技术是回采巷道支护技术改革的主要方面。笔者将两种技术相结合 ,用于保证回采巷道的稳定。在现场矿压观测的基础上 ,讨论了支承压力分布规律和窄煤柱护巷机理 ,运用极限平衡理论计算出护巷煤柱宽度 ,同时结合数值分析和现场巷道变形以观测结果 ,实践证明 ,只要设计参数合理 ,施工质量满足要求 ,沿空窄煤柱锚网带支护技术就可以保证回采巷道的稳定     

倾斜煤层断顶卸压模型试验研究

为研究倾斜煤层断顶卸压位置对煤岩体稳定性的影响,以双鸭山某矿的回采工作面为试验原型,开展地质力学模型试验。采用相似材料和模型架,模拟工作面回采区域的地质构造及煤层赋存的应力状态,通过数字图像相关方法(DICM)实时测试模型断顶前后煤柱、煤体和顶板区域的变形场。结果表明:在巷道紧邻煤柱上部实施断顶,巷道及煤柱内侧出现明显变形集中区域,上覆岩体下沉,煤柱内侧受拉伸;在相邻采空区紧邻煤柱实施断顶,粗砂岩和细砂岩沿岩层界面发生界面滑动,但位移量较小;在煤柱外边缘以里3 m处实施断顶,采空区一侧煤体受上覆顶板压力作用发生塑性变形,煤柱体外侧塑性区产生水平位移,顶板下沉对巷道变形影响较小。煤柱外边缘以里3 m是最合理的断顶卸压位置。     

顶板瓦斯高抽巷合理抽放负压数值模拟研究

顶板瓦斯高抽巷的抽采效果与抽放负压直接相关.结合阳煤三矿K8206大采长综放 面顶板瓦斯高抽巷实际抽采效果,通过数值模拟与现场实测数据分析,得出顶板瓦斯高抽巷 抽采正常期最优抽放负压,以期对高瓦斯矿区顶板瓦斯高抽巷的合理抽放参数确定提供科学依据,实现矿井的煤与瓦斯安全高效共采.     

定向断裂切顶卸压窄煤柱沿空掘巷关键技术研究

宽大护巷煤柱浪费煤炭资源且容易引起矿井灾害。以支承压力分布规律为依据,确定窄煤柱沿空掘巷为大采高条件下最佳布巷方式。基于覆岩大结构的"弧形三角板"B块失稳,是造成窄煤柱沿空护巷控制失败的主要原因,提出定向断裂切顶卸压围岩控制原理,并建立切顶高度数学模型。工业试验表明,切顶卸压窄煤柱沿空送巷回采期间围岩变形量满足下区段工作面生产要求,取得较好的经济技术效果,具有广泛的推广应用价值。     

多场耦合作用下瓦斯与煤自燃协同预防数值模拟

为解决某综放面采用顶板巷与上隅角联合抽采方式可能引起的煤自燃及瓦斯爆炸等重大安全隐患问题,采用数值模拟从瓦斯、氧气体积分数分布特点和温度场角度综合分析合理顶板巷位置与抽采流量,为协同预防瓦斯和煤自燃复合灾害提供指导。结果表明:抽采口、上隅角瓦斯体积分数随抽采流量增加而降低;抽采流量100m3/min是影响氧化带宽度变化幅度的拐点;抽采流量对采空区最高温度的影响较大,对高温范围宽度影响较小;综合确定合理顶板巷位置为内错回风巷15 m,合理抽采流量为100~150 m~3/min;现场应用表明该方案既能解决瓦斯超限问题,又能有效控制煤自燃威胁,表明数值模拟具有较好的可靠性。     

高位巷瓦斯抽采下采空区自燃危险性数值分析及应用

针对大流量高位巷瓦斯抽采可能诱发采空区自燃问题,以南山矿18层5分段综放面为研究背景,构建采空区气体渗流分析模型。利用变渗透系数和Forchheimer方程,求解非线性流与层流并存下采空区三维氧气分布。结果表明:高位巷瓦斯抽采使工作面氧气更易沿漏风方向采空区纵深发展,氧化带总体宽度会随抽放流量的提高而增加。在进风侧氧气分布后移程度较小,而回风侧受抽放负压显著影响,出现明显氧气富集区。上下隅角封堵配合注氮,会降低抽放对氧气渗入的诱导影响。依据研究结论,利用综合防火措施消除了高位巷附近潜在的自燃危险。     

“U+I”型采煤工作面瓦斯抽采与浮煤自燃耦合研究

为了研究“U+I”型工作面进风量和顶板巷抽采负压对工作面瓦斯浓度与采空区氧化带宽度的影响,协调瓦斯抽采和浮煤自燃之间的关系。以2306综放面为工程背景,基于“U”型冒落岩层孔隙率分布公式和流体通用控制方程建立采空区数值模拟解算模型。采用CFD软件对不同进风量、不同抽采负压下的工作面瓦斯浓度和采空区氧化带宽度进行模拟,结果表明:随着工作面风量的增加,工作面和顶板巷瓦斯浓度减小,但工作面处浓度减幅逐渐变小而顶板巷浓度减幅几乎不变;提高顶板巷抽采负压,对减少工作面瓦斯浓度效果明显,顶板巷自身瓦斯浓度先增加再减小,采空区进风侧氧化带宽度变窄,回风侧和采空区中部氧化带宽度增加,总体上增加了采空区浮煤自燃的危险性但影响程度有限。