煤巷顶板岩层赋存特征及块体梁顶板稳定性分析

通过煤系地层露头的现场考察研究,揭示了煤巷顶板岩层基本赋存特征,采用数值模拟研究了规则块状赋存顶板稳定性,进而分析总结了煤巷顶板岩层力学结构形式及其稳定性,并对葛泉矿一条轨道巷大青灰岩顶板进行了探测分析及支护应用。结果表明:煤巷顶板具有层状赋存、受节理裂隙面切割成为不同尺度的块体两个显著特征;规则块状赋存顶板易于形成相互铰接的多块体平衡岩梁结构,属于易于稳定岩层,其中弱面间距与岩层悬露跨度相近情况下,弱面位于巷道跨中位置,岩层和巷道围岩整体的稳定性最差,位于帮角时次之;当弱面间距远小于岩层悬露尺寸时,影响相对较小,岩层和巷道围岩整体比较易于稳定。     

淋涌水型破碎顶板煤巷锚网索控制技术研究

为解决煤巷掘进过程中淋涌水破碎顶板等复杂困难条件下的煤巷围岩控制难题,结合团柏煤矿10号煤层巷道顶板淋涌水量大、直接顶层理裂隙发育充分,掘进过程中顶板极易破碎,且陷落柱构造较多,顶板完整性受到影响等情况,采用传统工字钢被动支护后,出现不同程度的破坏,断层、陷落柱等复杂构造区易发生垮冒事故。通过现场调研、煤岩取样及试验分析,得出导致煤巷围岩破坏的主要因素。阐述淋涌水破碎顶板条件下的防治控制措施,提出应用防水锚固剂锚固的高预应力锚网索联合控制技术,并利用FLAC数值模拟来优化设计参数。在10-110(1)运输巷进行现场试验,矿压数据分析结果表明支护效果良好。     

采空区上覆岩层“三带”划分数值模拟

采空区"竖三带"的确定,是合理设计高抽巷布置层位和确定高位钻孔终孔位置的前提。依据王庄矿提供的地质资料,结合实验室测得的煤层顶底板岩石力学参数,采用岩石质量评分法,计算得到各岩层合理的节理间距及岩体力学参数,并将其应用于CDEM软件中,对王庄矿8101工作面采动岩层进行数值模拟,分析了煤层开采过程中上覆岩层破断与冒落规律,并得出采空区"竖三带"的分布范围:采空区冒落带范围为0~25 m,裂隙带范围为25~65 m。将数值模拟结果与经验公式的计算结果、现场高位钻孔考察结果进行比较,结果表明:3种方法得到的冒落带范围基本一致,为0~25 m;经验公式计算得到的裂隙带高度较另外两种方法得到的结果小;数值模拟得到的"竖三带"高度更符合实际情况。同时也验证了CDEM软件在采空区上覆岩层运动的适用性。     

基于LS-DYNA的交错扇形深孔崩落法排间间隔时间优化研究

为了同时解决"隐患资源高效回收"和"空区隐患安全治理"这对矛盾问题,提出交错扇形深孔崩落法;采用室内试验和数值模拟相结合的方法,根据交错扇形布孔形式建立数值计算模型,按照1#矿体岩石的物理力学指标确定模型材料参数,采用LS-DYNA动力仿真软件优选扇形排间间隔时间.研究结果表明:当采空一区排间间隔为100 ms时,岩石...     

树脂锚杆锚固长度声波探测技术及数值试验

针对煤岩巷道锚杆支护锚固失效引起的冒顶问题,建立了煤岩巷道顶板锚杆树脂锚固模型,采用数值模拟的方法对不同锚固方式下树脂锚杆的波导特性进行研究,得到了不同锚固长度与树脂锚杆激振响应特性曲线。通过对比分析,研究得出无论何种锚固方式,检测结果与实际锚固长度的误差大约在1%-6%,同时可采用修正补偿的方法降低检测误差。研究结果得出:采用应力反射波法检测树脂锚杆的锚固长度是一种行之有效的无损检测方法,可实现树脂锚杆锚固长度的便携、准确检测提供技术支持。     

大跨度复合顶板煤巷围岩变形控制技术研究

王村煤矿20506工作面开切眼跨度大,顶板属于典型复合顶板,巷道支护困难。以该工作面切眼巷道为背景,根据自稳隐形拱煤巷围岩支护理论,结合FLAC3D数值模拟方法,提出了适合大跨度复合顶板巷道的锚固支护参数。经过工程实践验证,在切眼的掘进过程中,该支护体系有效控制了围岩的变形和破坏,巷道顶板位移小于20 mm。锚杆载荷最大值为27. 36 k N,锚索受力为72. 55 k N,均具有较高的强度储备,满足了工作面的生产需要,为此类复合顶板巷道施工提供了参考。     

基于剪切梁理论的爆破扰动对巷道顶板稳定性影响研究

厚煤层沿底布置巷道顶板维护难度较大,从爆破扰动影响顶板稳定性的角度对此进行了研究.在分析爆破应力波远区破坏效应的基础上,建立了沿底布置巷道顶板的剪切梁模型,依此研究了顶板煤、岩体的水平位移及应力分布规律,最后以某矿地质条件为原型利用Flac3D数值软件进行了模拟研究.研究发现:基于爆破应力波的远区破坏效应,沿底布置巷道的顶板煤层与上覆岩层的相对错动可以用剪切梁理论加以分析.基于此得到了厚煤层巷道顶板中煤层与岩层单调加载过程及循环加载条件下的位移及应力分布,单次爆破对顶板的影响有限,多次扰动的累积效应会对其产生一定程度的损伤.模拟中,随着装药量的增加,沿底布置巷道顶板煤、岩体的水平位移随之增加,且煤体的位移量大于岩体;持续扰动条件下,煤、岩体的水平位移均出现了累加效应,且随着动力扰动作用次数的增加,煤、岩体的相对错动逐渐增大,容易产生顶板离层垮落等动力灾害.研究成果对加强扰动作用下顶板的支护管理具有一定的理论与指导意义.     

深井动压影响下山煤巷围岩变形机理与控制研究

以刘桥一矿Ⅱ66回风下山为工程背景,采用现场实测、实验室实验、数值模拟和工业性试验综合分析了下山煤巷非对称变形破坏机理,提出动压影响下深井软弱煤巷围岩多层次组合控制理论,并给出优化控制措施。研究表明:回风下山变形失稳严重并呈非对称性,围岩完整性较差,强度低。地应力实测显示,回风下山处于高原岩应力区,最大主应力为水平应力且具有明显方向性,与巷道轴线夹角为71°,断面顶底板剪切破坏风险较大;数值模拟显示,回风下山开拓延伸期间,受邻近轨道下山、辅助下山影响显著,4煤回采对其影响较小,6煤工作面回采是下山煤巷非对称失稳的主要诱因;提出以围岩深浅孔注浆为核心,以新型注浆锚索、锚杆为装备基础的高阻让压全断面组合控制理论,并给出具体优化方案。工业性试验显示,下山煤巷围岩变形得到有效控制。     

复合坚硬顶板水压裂缝扩展过程研究

为研究复合坚硬顶板的水压裂缝扩展过程,建立相应扩展模型,对水压裂缝的扩展机制和扩展模式进行理论分析,以大同矿区复合坚硬顶板为研究对象,采用岩石损伤破裂过程渗流-应力耦合分析系统(RFPA~(2D)-Flow)数值模拟软件,研究水压裂缝的扩展过程及不同因素下的影响,并用相似模型试验方法验证数值模拟结果。结果表明,水压裂缝的扩展主要受到顶板岩石的力学性质、主应力差、层理面倾角和层理面力学性质等因素的影响。大同矿区的复合坚硬顶板中的水压裂缝优先扩展进入强度最低的泥岩层,随主应力差增大,水压裂缝向不同岩性岩层扩展过程的差异性减弱。随着层理面倾角增大,水压裂缝由穿过粗粒砂岩层扩展逐渐转为沿层理面和限制在压裂层内扩展。而层理面弹性模量的增大,有利于水压裂缝直接扩展进入粗粒砂岩层。     

采动岩体破裂数值模拟及高位钻场参数优化

基于降低采煤工作面瓦斯浓度和减少采空区瓦斯涌出的重要性,采用岩石破裂过程分析软件( RFPA2D)对鹤壁六矿21151顶分层工作面上覆岩层随工作面推进的运动情况进行了数值模拟.从中获取了上覆岩层的运动信息,得到了顶板由变形到损坏的全过程及损坏规律,并用经验公式对覆岩裂隙带高度进行了计算,综合判定工作面上覆岩层的裂隙带高度为12.3～44m.高位钻场抽采参数优化后,平均抽采量达到6.79 m3/min.     

煤岩体巷道壁面钻孔减震吸能性能研究

为了掌握瓦斯爆炸冲击载荷在煤岩巷道壁面钻孔下的传播衰减规律,揭示煤岩巷道壁面钻孔减震吸能机理,提高巷道系统的安全稳定性能,基于一维平面应力波理论和节理刚度模型分析了煤矿井下巷道围岩钻孔的减震吸能机理,解释了煤岩壁面钻孔的存在对应力波传递的减弱和阻隔作用。为了深入研究巷道壁面钻孔的减震吸能性能,利用ANSYS/LS- DYNA建立方形巷道模型,模型壁面设置有钻孔,针对巷道右壁面和顶板布置相应监测点,对瓦斯爆炸冲击载荷作用下巷道壁面钻孔的减震吸能性能进行了数值模拟。结果表明:由于介质的非连续性和不同介质之间特性存在差异,煤岩体巷道壁面钻孔有效消减了钻孔后煤岩体质点中波的强度及速度,具有一定的减震吸能作用。研究煤岩巷道壁面钻孔在冲击载荷作用下的减震吸能性能,为研究瓦斯爆炸冲击载荷对巷道系统安全性和稳定性提供依据。     

平煤十矿底板巷穿层钻孔瓦斯抽采模拟研究

为了降低平煤十矿己15-16-24130工作面运输巷掘进中的突出危险性,基于实际工程背景,考虑瓦斯抽采中的瓦斯运移及煤岩变形等因素,建立了瓦斯抽采气固耦合模型,并利用COMSOL Multiphysics软件对平煤十矿己15-16煤层的底板巷穿层钻孔瓦斯抽采方案进行数值模拟,研究了瓦斯抽采对于降低掘进过程中突出危险性的影响。研究结果表明:在己18煤层开挖底板巷对己15-16煤层进行穿层钻孔瓦斯抽采,瓦斯抽采180 d后,己15-16-24130工作面运输巷附近煤层残余瓦斯压力及瓦斯含量分别降至0.315 MPa和3.84 m3/t;将底板巷穿层钻孔瓦斯抽采方案进行工程应用,实测抽采后的残余瓦斯压力及瓦斯含量在0.32 MPa和3.17 m3/t,均小于平煤十矿煤与瓦斯突出防治规定的“双6”指标（残余瓦斯压力小于0.6 MPa,残余瓦斯含量小于6 m3/t）,可有效降低运输巷掘进过程中的突出危险性。     

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。     

基于D-P准则的煤层钻孔封孔深度分析

为了确定合理的煤层钻孔封孔深度,提高瓦斯抽采效果,基于D-P屈服准则,提出关于中间主应力、煤岩剪膨胀的巷道开挖模型,推出钻孔周围煤体应力应变及钻孔封孔深度表达式。结合工程实例,以煤巷掘进工作面平均瓦斯抽采浓度和钻屑量为基础进行封孔深度的验证。研究结果表明:中间主应力、残余黏聚力、内摩擦角和剪胀角对于封孔深度有重要影响;在一定区间内,钻孔封孔深度随中间主应力的增大而增加,超过某个值后会随着中间主应力的增加而减小;剪胀角越大,扩容系数越大,钻孔封孔深度越大;平均瓦斯抽采浓度和钻屑量测试结果验证了封孔深度的准确性。     

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。     

煤与瓦斯共采在错层位巷道布置中的机理研究及应用构想

为了完善现有煤与瓦斯共采技术,创新煤与瓦斯共采方法,对错层位巷道布置下的煤与瓦斯共采系统展开研究,利用相似模拟试验,分析错层位巷道布置覆岩运动情况,预测其开采围岩裂隙发育和瓦斯运移形式,提出了创新煤与瓦斯共采技术构想。研究结果表明:采空区覆岩三带高度随接续工作面的增加而增大,相邻采空区垮落矸石压实区呈现“O-L-O”形变化,多个相邻采空区覆岩出现大“O”形圈裂隙带;相邻采空区内瓦斯可实现相互运移,大“O”形圈裂隙带内赋存大量瓦斯气体;研究提出了地面钻井抽采瓦斯、走向高位瓦斯抽采巷和外错尾巷穿层钻孔3种煤与瓦斯共采技术,比传统巷道布置情况下的煤与瓦斯共采技术在安全、经济等方面更具优势。     

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。     

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。