综放沿空留巷顶板下沉及其影响因素研究

控制顶板下沉是综放沿空留巷成功的关键,为研究综放沿空留巷顶板下沉规律,根据能量守恒和损伤力学的理论,建立了综放沿空留巷顶板下沉损伤力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并分析了顶板下沉量与其15个影响因素的定量关系。结果表明:直接顶、顶煤、巷旁支护体的有效弹性模量三者耦合,大部分顶板下沉量由有效弹性模量较小者吸收;顶板下沉量随支护体宽度增加而降低,支护体宽度达4 m左右时,下沉量基本保持不变;顶板下沉量随巷道宽度、采高、顶煤厚度和直接顶厚度增加而增加;顶板下沉量随关键块给定载荷的增大而急剧增加。关键块参数对顶板下沉具有决定作用,提高巷旁支护强度,可减小关键块破断长度和回转角,使关键块破断位置靠近巷旁煤壁,有效减小顶板下沉;巷内支护阻力、直接顶容重和顶煤容重对顶板下沉量影响较小。     

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.     

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。     

厚煤层综采工作面空巷综合治理技术

为解决厚煤层开采过程中出现的多种类型空巷影响工作面正常回采等问题,采用现场调研、理论分析等方法归纳空巷的赋存特点和危害,将其划分为沿底完整型、沿顶完整型和垮落型等空巷,并针对不同空巷类型提出不同的治理方法;同时为满足不同施工方案的需要,研发一种硫铝酸盐基多性能注浆材料,进而提出厚煤层综采工作面过空巷综合治理技术;最后分别采用充填支柱支撑、高水充填和深孔注浆的方法对寺河煤矿、成庄煤矿和郭庄煤矿进行空巷治理,并考察治理效果。结果表明:有针对性地治理空巷后,在工作面过空巷期间未发生片帮、冒顶事故,顶板来压正常,保证工作面的安全回采。     

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。     

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。     

Stability and deformation of surrounding rock in pillarless gob-side entry retaining

We analyzed the stability of the retained gob-side entry in four different Chinese coal mining sites and evaluated the influencing factors of roadway deformation such as mining depth, support strength and area of gob-side hanging roof. It was found that the length of cantilever roof block above roadway has a major impact on the deformation, whereas the impact of mining depth is minor if the depth is less than 500 m. Minimum support resistance of 0.3 MPa is essential to effectively confine the deformation of a retained roadway. We performed physical experiments to further study the features of roof fracturing and their impact on roadway deformation under three typical immediate roof conditions, i.e., thick-immediate roof, thin-immediate roof and non-immediate roof. In addition, equations to calculate desired support resistance of filled gob-side wall were derived based on superimposed continuous laminate model. The results provide valuable theoretical and practical guidance for implementing pillarless gob-side entry retaining in engineering practices.     

综掘巷道超前支护装备双组支撑支护特性实验研究

为提高综掘巷道的掘进效率、改善支护工艺,设计一种用于综掘巷道迎头顶板支护的迈步式超前支护装备。通过对装备工作原理的分析,建立其三维模型。为检验装备的支护效果,设计了支护特性实验方案,构建实验平台,基于实验平台进行了双组支撑状态下的支护实验。实验结果表明:顶板上离固支边越远处动态位移变形量越大,接触力波动也越大; 在双组支撑状态下,顶板变形量最大达到9 mm,接触力最大幅值达到5.84 kN,位置均为顶板纵向中线位置处,在被支护后,该位置最迟趋于稳定; 在双组支撑状态下,顶板变形及接触力经历2~3 s波动后都将趋于平稳; 超前支护装备对顶板的稳定性能起到良好的控制作用,能提高顶板的安全性,为后续产品研发及工业实验提供依据。     

下向进路回采钢筋混凝土假顶稳定性分析

〗为确保下向进路采场高效安全回采,采用ABAQUS的损伤塑性模型对下向进路钢筋混凝土假顶进行稳定性分析,得到假顶的应力与位移分布规律,分别从假顶的应力分布、变形量对不同进路尺寸及假顶厚度的影响进行比较分析。结果表明,进路假顶产生的最大拉应力（089MPa）小于混凝土层的抗拉强度（127MPa）;最大压应力（416 MPa）小于混凝土层的抗压强度（119MPa）;假顶底部最易被拉裂位置为偏离假顶中央(05~1)m处;钢筋承载了大部分拉应力,受拉性能得到充分利用。在进路尺寸为3m×3m或者4m×3m时假顶厚度取06m,进路尺寸为4m×4m时假顶厚度取08m,假顶最大拉应力值均未超过混凝土的抗拉强度值,此时假顶较为稳定,便于进路维护与提高回采强度。研究结果对下向进路采场的安全生产提供技术保障。     

深部采场进路开采顶板稳定性分析与支护设计

为降低深部矿体开采中冒顶事故的发生概率，确保井下安全开采，采用Q系统分级法、RMR岩体分类和BQ分级法对矿区岩体进行质量评价，结合块体理论和三维有限元分析进路开挖后顶板的稳定性。研究表明:部分岩体在进路开挖后顶板处出现较大拉应力集中，抗拉稳定性降低，极有可能出现冒顶事故。针对这类不稳定岩体，提出永久巷道采用锚喷支护，临时巷道采用锚杆穿带支护；并运用悬吊理论、组合梁理论、屈服强度理论和安全系数法分析支护条件下进路顶板的稳定性，优化支护结构参数。通过振弦式锚杆应力计收集现场未支护巷道与支护巷道轴向力，得出该支护设计对开挖后岩体变形起到了明显改善作用。     

巷道蝶叶塑性区顶板冒落特征与层次支护研究

针对巷道蝶叶塑性区顶板破坏深度大、变形剧烈、冒顶事故频发等问题,综合现场调研、理论分析、数值模拟等方法,考虑巷道顶板不同服务阶段的变形破坏特点,研究分析了巷道顶板破坏失稳机理和不同层位顶板的控制要点,提出了以冒顶控制为主的顶板层次控制技术,阐明了辅助支护材料、普通长度锚杆、接长锚杆、长锚索对不同层位顶板的层次控制原理。据此,在保德矿81306工作面回采巷道蝶叶塑性区顶板进行了层次支护设计,并进行了顶板下沉量和接长锚杆支护力监测,结果表明:以冒顶控制为主的巷道顶板层次支护体系较好的维护了顶板整体稳定,保证了巷道安全与正常服务。     

预掘回撤通道末采围岩破坏机制研究

为保证工作面安全高效回撤,通过理论分析及现场观测法,研究综采工作面末采期间回撤通道围岩应力分布及破坏特征,提出垛架支撑力控制顶板围岩破坏机制及方法,得到垛架最小支撑力计算方法.结果表明:回撤通道围岩集中应力与工作面前方支承压力逐步叠加,导致剩余煤柱由两侧向中部逐渐破坏,当两侧破坏区连通时,煤柱上方直接顶跨距增加为原来的...     

煤巷顶板围岩结构承载能力弱化分析

为了揭示煤巷顶板围岩承载能力的弱化机理，结合已有的研究成果，建立巷道顶板三向承载梁结构承载弹塑流弱化分析模型，确定三向承载梁结构承载状态的分析方法，提出用围岩塑性区深度、宽度、长度作为评价巷道围岩承载的弱化分析指标，研究围岩性质、支护强度、采动应用等诱导因子对煤巷顶板结构承载能力弱化分析指标的影响规律。研究结果表明:随着围岩强度的提高、支护强度的增加、扰动应力的减小，弱化分析指标呈似线性减小的变化规律，且减幅由大到小排序为塑性区长度Sy，宽度Sx和深度Sz，同时提高围岩强度、支护强度，减小采动作用应力，煤巷顶板弱化分析指标的减小程度显著高于单因子的改善。     

巷道围岩再造承载层机理及数值模拟

在分析大变形巷道基本支护系统基础上,依据应力转移与强抗承载的围岩稳定思想,提出了巷道围岩再造承载层机理,建立了巷道围岩再造承载层稳定性力学模型,分析了巷道围岩再造承载层的稳定因素,最后进行了数值模拟。结果表明:巷道基本支护系统的承载能力与作用范围有限,基本支护系统作用下巷道浅部围岩呈“O”形整体收敛,弹塑性界面离层明显;而巷道两帮再造承载层与基本支护系统形成“Ω”形承载结构体,整体承载能力加强,顶板应力由底板深部转移改变为向两帮外伸移动,两帮围岩移动由巷道内收敛改变为向巷道底角外扩散,巷道围岩稳定性提高;巷道围岩再造承载层位置越高、长度越大,围岩越稳定;无支护巷道两帮垂直应力集中区明显,支护后巷道两帮垂直应力集中区得到弱化,浅部围岩形成“Ω”承载拱形体,两帮与顶板位移变化量较小,底鼓量为无支护巷道的84.65%,应进一步做好底鼓控制,围岩整体收敛变形较小,支护效果明显。     

基于重构相空间充填体变形规律的灰色预测研究

尾砂胶结充填体是非线性力学介质,其变形是能量耗散的复杂过程,必须研究其内在变形规律,才能正确预测采矿过程中充填体的稳定性.对不同配比的尾砂胶结充填体进行力学试验,得出了其应力-应变规律,对安庆铜矿高阶段充填体变形进行了监测.采用自适应滤波原理,研究基于重构相空间的测量数据去噪处理方法.用灰色理论研究充填体变形在相空间中相点距离的演变规律,建立了重构相空间的灰色预测模型.为减小预测误差,对预测结果采用残差模型修正.应用建立的模型,对安庆铜矿高阶段充填体变形进行分析,确定了采场合理回采周期.结果表明,充填体变形具有非线性混沌特性,不同配比的充填体表现出不同的非线性动力学行为,重构相空间能充分展示充填体变形的内在规律.     

管棚预支护条件下水下隧道开挖面三维稳定性分析

为研究管棚预支护条件下水下隧道开挖面稳定性,基于塑性极限分析理论,建立考虑渗流力的管棚预支护条件下隧道开挖面三维稳定性分析模型,并据此确定开挖面的极限支护压力。结合深圳地铁实际工程,采用笔者提出的方法计算得到的开挖面极限支护压力较二维极限平衡法更符合实际情况,该方法的合理性得到验证。进而研究管棚预支护、地下水位和管棚剩余长度对隧道开挖面渗流力的影响。分析结果表明,渗流力对隧道开挖面稳定性有显著影响,渗流力与地下水位呈线性关系;采用管棚预支护能显著减小隧道开挖面处的渗流力,但当开挖面前方管棚剩余长度超过2倍洞径时,再增加管棚长度对减小开挖面渗流力的效果不明显。