锚喷网支护技术在加固动压巷道中应用

半罗山煤矿四、五采区运输大巷，受206采区 220区段采面采动动压影响发生严重变形．曾多次进行扩刷．并采用U29型钢棚支护，但仍无法阻止巷道严重变形．给安全生产带来一定的影响，最后决定采用锚喷网支护技术进行加固，取得了较好效果。     

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。     

大采高工作面回风巷道支护参数优化研究

为减少大采高回采巷道支护成本,提高掘进效率,以补连塔煤矿12511大采高工作面回风巷道为对象,通过对比不同支护方案巷道围岩的稳定性,研究巷道支护参数的可优化性。针对现有支护方案,开展理论分析、现场实测进行巷道围岩稳定性分析;针对参数优化后支护方案,采用数值模拟分析巷道围岩的稳定性。结果表明：现有支护条件满足安全生产要求,采动影响下巷道围岩未发生明显破坏,支护强度偏大;通过改变锚杆、锚索的直径、数量和排距,优化支护参数;优化后方案相较于现有支护方案,正帮、副帮和顶板的变形量仅分别增加10%、6%和16%,满足巷道支护要求;方案优化后支护成本降低47.3%,提高巷道掘进效率,改善矿井接续紧张局面。     

上行卸压开采顶板裂隙带巷道失稳过程物理模拟

为解决上行卸压开采顶板裂隙带巷道大变形问题,采用物理模拟方法,研究上覆岩层活动特征及裂隙发育破坏过程,分析锚杆支护条件下巷道围岩应力变化过程及变形破坏特征。结果表明:顶板裂隙带巷道随着上覆岩层有整体下沉特征;上行开采采动影响阶段,在采动应力与巷道掘进围岩应力叠加形成的应力场和采动裂隙场共同作用下,顶板裂隙带巷道围岩强度大幅降低,巷道断面收敛变形强烈,采动影响稳定阶段围岩应力低,用锚架联合支护或注浆加固围岩技术手段能维护巷道断面,保证其安全使用。     

"11.6"特别重大坍塌事故矿区采场稳定性三维数值模拟分析

本文采用岩土力学数值计算有限差分方法,建立了"11.6"矿难塌陷区采场的三维数学模型,反演了该采区的开采历史和围岩破坏、围岩应力分布、地表沉陷、监测点位移变化等情况,从力学角度阐述本次事故发生发展的过程,对地下采场的安全稳定性给出了客观的评价.为事故处理责任的认定和避免同类事故的发生提出了参考性意见.     

动载下巷道围岩微震响应特征及支护研究

为探讨动载下深部巷道围岩变形特征,采用微震监测系统、顶板动态监测仪及FLAC3D 数值模拟软件研究深部工作面回采中微震活动特征及巷道变形破坏特征,模拟动载前后巷道围岩及支护体力学响应特性。研究结果表明:微震事件分布与累计损失能量均呈现出明显的3阶段特征,与工作面开采过程出现的初次来压、采空区初次见方和遇见断层现象相对应;微震事件的分布在时间和空间上具有一致性;动载下顶板破坏程度大于底板及两帮;动载扩大了巷道围岩塑性区范围,改变了围岩的受力状态,增大了围岩的变形量与支护体的受力;通过增加锚杆直径、长度、排距及提高预紧力对支护结构进行优化,现场监测数据表明,优化后支护方案保证了围岩的完整性,限制了围岩的变形,减小了锚杆受力,能够有效控制采动影响下巷道围岩的变形,对采动影响下深部巷道维护保证煤矿安全生产具有参考应用价值。     

采动影响下K+I型巷道支护方案优化研究

为了解决车场复杂交岔巷道在采动影响下围岩体稳定性薄弱的问题,选取平沟煤矿902盘区车场K+I型巷道为研究对象,在分析采动影响下采场围岩应力重分布规律的基础上,根据矿井车场的实际生产条件提出了"锚杆+锚索+锚网+钢梁"的联合支护优化方案,并采用数值分析和现场监测的方式对支护效果进行了分析。研究表明,所提出的围岩控制支护结构位于围岩承载区的稳定岩层位置,可与围岩承载体共同起到良好的支护作用,能够充分发挥破碎岩体的锚固作用,对车场巷道变形的控制效果是显著的,可为其他类似条件下的工程提供参考。     

露天矿土-岩复合边坡形态优化设计

合理设计采场及排土场边坡角是优化露天开采境界、保证露天矿安全生产、提高露天矿经济效益的重要前提。针对土-岩复合边坡这一类复杂特殊的边坡,以宝日希勒露天煤矿二采区西帮边坡为工程背景,应用刚体极限平衡软件定量分析了二采区西帮采场边坡及内排土场边坡的潜在滑坡模式;优化设计了二采区西帮1-2煤底板以上内排边坡形态及1-2煤至3煤之间采场边坡形态;确定了二采区西帮采场与排土场之间的安全距离。采用有限差分数值模拟软件FLAC~(3D),基于强度折减理论,对土-岩复合边坡稳定性进行了数值模拟,揭示了二采区西帮土-岩复合边坡的变形破坏机理及其稳定性。结果表明:宝日希勒露天煤矿二采区西帮土-岩复合边坡滑移模式及稳定性主要受采场与排土场之间的安全距离和3煤顶底板弱层控制;边坡形态优化后1-2煤底板以上内排边坡角为12°,1-2煤至3煤之间采场边坡角为22°,采场与排土场之间的安全距离为120 m,土-岩复合边坡整体边坡角为13°。     

采动底板力学特征及其对回采巷道稳定性影响

应用理论分析、计算机模拟和现场实测,分析了采动底板应力传播规律及其对底板巷道稳定性影响规律。研究表明:煤壁前方应力增高区附近底板压应力分布呈现"球根"状,随着埋深的增加,垂直应力先增加后减小,剪应力浅部采场边界高度集中,是引起层状底板剪切滑移的根本原因。张集矿1113(1)工作面回采过程,活化了已回采稳定的两工作面层间似连续-非连续-散体结构,导致非连续结构的剪切滑移失稳,和散体冲破相互咬合摩擦力的移动,引起了1113(1)工作面轨道巷广距离失稳。相邻采区开采顺序由上下煤层间隔同采调整为上下煤层顺序开采后,巷道表面位移显著降低,技术经济效益显著。研究成果可为煤层群开采采区设计、底板巷道稳定性控制提供理论基础。     

基于体积应变含瓦斯煤增透率模型及采动响应研究

为获得含瓦斯煤开采过程中渗透率的采动响应规律,从孔隙率的基本定义出发,通过引入增透率来反映单位体积改变下煤体渗透率的变化,建立了基于体积应变的含瓦斯煤增透率模型。基于增透率模型,结合工程实例采用Comsol Multiphysics模拟了含瓦斯煤开采过程中增透率的变化规律,并开展了增透率采动响应的试验研究。研究结果表明:增透率模型可对采动裂隙网络形成的煤层透气性进行定量评价研究,采动是影响含瓦斯煤增透率的关键因素,受采动影响,煤体体积应变、增透率的变化规律均基本一致,煤体膨胀变形、增透率随采煤工作面的推进逐渐增大,增透率的变化滞后于体积应变的变化,且越靠近工作面煤层增透效果和瓦斯抽采效果越好;沿煤层倾向,回风巷侧最大瓦斯抽采量大于运输巷侧,煤体增透率亦大于运输巷侧。依据增透率的采动响应规律调整瓦斯抽采孔与工作面的角度,可增加抽采量,降低工作面瓦斯浓度。     

薄基岩厚松散含水层下综放开采安全性研究

为研究薄基岩厚松散层含水层下综放开采的安全性,通过对赵家寨煤矿12采区东翼松散层地质特征分析,将其分为"一隔三含",并揭露其厚度和结构分布特征对煤炭开采的影响。采用经验公式计算不同采高下导水裂隙带高度,并建立UDEC数值模型模拟分析开采过程中上覆岩层变形破坏规律。基于导水裂隙带高度经验公式计算、数值模拟结果和相关实测资料,并结合12采区东翼的地质特征,引入"导水裂隙带高度调整系数n"概念,提出并验证该区域的导水裂隙带高度计算公式。结果表明,12采区东翼大部分区域可疏干新近系下部含水层后开采,研究内容可减小防水煤岩柱高度,提高煤炭采出率。     

径向强力膨胀法封孔提高抽采效果技术研究

通过分析钻孔周围煤体在地应力作用下的变形与裂隙发育规律,结合鹤煤三矿原采用的瓦斯抽采钻孔封孔工艺,发现原采用的瓦斯抽采钻孔封孔工艺存在影响抽采瓦斯体积分数与效果的因素。确定合适的封孔材料需要满足4个主要的性质特征,提出了径向强力膨胀法封孔提高抽采效果技术。使用RFPA3D数值模拟软件研究了孔壁周围煤体裂隙发育范围,据此确定了封孔深度工艺参数,并在鹤煤三矿进行了现场对比试验。结果表明,与原封孔技术相比,应用径向强力膨胀法封孔技术封孔成功率高,抽采瓦斯体积分数和抽采纯量均有大幅度提高。     

基于离散元法的采动顺层岩质斜坡变形破坏响应特征研究

地下采矿影响下顺层岩质斜坡极易发生采动顺层滑坡,且往往规模大,危害极严重.采用UDEC离散元法,将不同地表斜坡与采空区之间的空间位置关系归纳为地下单区段开采、跳采、顺坡开采、逆坡开采4种开采程序,并分别研究其对顺层岩质斜坡的变形破坏响应特征.结果表明:4种地下开采程序影响下,顺层岩质斜坡均出现拉裂、破裂、滑移破坏现象,但变形破坏程度不同;开采影响范围内,顺层岩质斜坡坡面出现明显上开口、下开口 2类裂缝,由坡面受拉伸变形引起上开口裂缝,因岩体向采空区方向卸荷下沉产生下开口裂缝;顺层岩质斜坡的上层岩体不仅向采空区方向下沉,还沿岩层面或软弱夹层向临空方向滑移;逆坡开采诱发顺层岩质斜坡变形破坏最为严重,且发生失稳滑坡的危险性最大.采动顺层岩质斜坡变形破坏响应特征研究为采动顺层岩质斜坡机理研究奠定了基础,可为采动顺层岩质斜坡稳定性分析提供一定的理论支撑.     

“11.6”特别重大坍塌事故矿区采场稳定性三维数值模拟分析

本文采用岩土力学数值计算有限差分方法，建立了“11．6”矿难塌陷区采场的三维数学模型，反演了该采区的开采历史和围岩破坏、围岩应力分布、地表沉陷、监测点位移变化等情况，从力学角度阐述本次事故发生发展的过程，对地下采场的安全稳定性给出了客观的评价。为事故处理责任的认定和避免同类事故的发生提出了参考性意见。     

地下采空诱发顺层岩质斜坡变形破坏特征研究

为揭示地下采空诱发顺层岩质斜坡变形失稳的机制,采用底摩擦模型模拟试验方法,以重庆市鸡尾山地质条件为试验对象,研究不同开采顺序(顺坡开采、逆坡开采)、煤柱留设(上下边界矿柱、区段或水平矿柱)情况下,地下采空区不同空间分布诱发其上覆岩层的变形破裂响应特征。结果表明:1)地下采空区分布不同,其上覆岩层变形破裂响应特征也不同;2)软弱夹层是顺层斜坡的潜在滑动面,同一矿山地质条件、不同采空区影响下的软弱夹层可分为凹形、凸形、S形、反S形4种类型;3)地下采矿形成采空区后,岩体破坏规模及程度主要受地质环境和开采方式的控制,地下采空影响下类似含软弱夹层缓倾斜顺层斜坡的变形机制为弯曲-断裂、滑移-拉裂。     

软硬互层型平缓反倾岩质斜坡采动变形破坏机理研究

为研究我国西南矿区软硬互层型平缓反倾岩质斜坡采动变形破坏机理,以我国贵州省都匀市某煤洞坡为例,采用数值模拟方法,分析采动诱发软硬互层型平缓反倾岩质斜坡的变形破坏特征,讨论采动对坡体的作用规律,研究单工况采动和留煤柱下重复采动对坡体的变形破坏机理。研究结果表明：靠近坡表工作面开采和留煤柱下重复采动对坡体的稳定性影响较大;采动裂隙首先集中于采空区两侧并向上发展,软硬夹层间产生离层裂隙的可能性一般较大;留煤柱可防止坡体沉陷破碎,但也可能加剧坡体稳定性下降。研究结果可为软硬互层型平缓反倾岩质斜坡地下开采时,有效预防诱发山体失稳等地质灾害提供理论参考。     

基于覆岩破坏传递的超前自卸压区影响宽度研究*

为确定超前自卸压区的宽度,将其更好地应用于边采边抽钻孔布置中,探讨影响超前自卸压范围的主要因素,揭示卸压区宽度与工作面超前支承压力的内在联系,根据压力拱曲线平移特性,提出在覆岩破坏传递过程中,冒落带随回采周期性垮落,造成超前支承压力重分布,简化工作面开采模型,推导计算卸压区宽度的理论新方法并进行现场试验验证。结果表明:通过实测采面前方顺层钻孔的瓦斯抽采纯量,确定超前自卸压区宽度为28~30 m;距工作面＞20~40 m范围为卸压瓦斯高效抽采区,平均瓦斯抽采纯量0.074 m³/min,为卸压前的3.89倍;考虑覆岩破坏传递的超前自卸压区宽度计算值为29.97 m。计算值与实测结果较吻合,验证该方法的可行性,为井下卸压区高效抽采提供借鉴。     

基于响应曲面法的有效抽采半径多因素交互影响机制研究*

为探究钻孔有效抽采半径的关键影响因素及各因素间交互作用,构建应力应变-瓦斯吸附解吸耦合渗透率变化模型,采用COMSOL软件进行数值模拟,分析单一因素变化对钻孔有效抽采半径的影响,并通过Design-Expert软件设计响应曲面试验,分析多因素交互作用对钻孔有效抽采半径变化的影响机制,获得有效抽采半径对多因素交互影响的响应曲面模型。研究结果表明:不同因素对钻孔有效抽采半径影响的显著性顺序为:煤层初始渗透率、原始瓦斯压力、抽采时间,煤层初始渗透率和抽采时间与有效抽采半径呈正相关关系,原始瓦斯压力与有效抽采半径呈负相关。1个影响因素的变化会影响其他因素对有效抽采半径的影响,煤层初始渗透率能够放大其他因素对有效抽采半径的影响,而原始瓦斯压力则会降低其他因素对有效抽采半径的影响。     

本煤层瓦斯抽采渗流模型及数值模拟

在研究煤层瓦斯抽采时,假定煤岩为具有孔隙裂隙的双重介质,在运动方程、连续性方程和辅助方程基础上,以煤岩体应变为耦合媒介建立了考虑裂隙瓦斯渗流、微孔隙吸附瓦斯解吸扩散和煤岩变形的渗流模型.借助多物理场分析软件COMSOL Multiphysics,将模型转化为偏微分方程组,结合沙曲矿24305工作面瓦斯赋存条件进行分析求解.结果表明,进行煤层瓦斯预抽时,抽采初期瓦斯压力下降较快,抽采孔间距对抽采效果影响比较显著,距离抽采孔越远瓦斯压力下降越慢,抽采时瓦斯渗流速度变化可分3个阶段.参考模拟结果现场布置孔距为6m的顺层钻孔,抽采稳定时瓦斯纯量达5～7 m3/min,抽采效果比较理想.     

长倾向矿体连续回采对采场稳定性的影响

为研究沿倾向延伸较长但不属于深部开采的一类矿体在连续回采时对采场稳定性的影响,采用数值模拟方法对云南某磷矿的地下开采进行了计算,系统分析了采场顶板、矿柱的位移、应力及塑性区等特征在矿体连续回采过程中的变化规律.结果表明,开采深度越大,当前作业采场的顶板沉降越大,而且随着其回采结束,采场顶板位移并不会停止,而是会随着后续采场的开采继续增大直至全部采场作业结束,即采场顶板的位移具有累积效应;另外,随着采场逐渐下移,顶板和矿柱所承受的应力越来越大,塑性区分布范围亦呈扩大态势,表明按照浅部结构参数设置的采场在开采下部矿体时已不能完全满足稳定性和安全性的要求.因此,对于非深部开采但倾向延伸较长的矿体回采,在开采下部矿体时不能简单照搬浅部的采场结构参数进行作业,而应适当增大矿柱尺寸或减小矿房和矿柱间距,以保证采场的持续稳定及矿山生产安全.