考虑工程扰动和地质条件的巷帮极限平衡区分析

基于Hoek-Brown和Mohr-Coulomb强度准则,建立了与工程扰动程度D、岩体地质强度指标GSI相关的非线性岩体强度参数(内摩擦角、黏聚力)表达式,分析了参数D,GSI对内摩擦角和黏聚力的影响变化规律。以巷帮煤岩体处于完整与破碎两种极端条件为例,基于提出的非线性M-C准则,建立了与参数D,GSI有关的巷帮滑移面正应力和极限平衡区宽度方程式,并研究参数D,GSI对极限平衡区的影响。结果表明:参数D越小、GSI越大时,内摩擦角与黏聚力越大,说明岩体完整性越好,非线性岩体强度参数值越大;巷帮滑移面正应力随参数D的增大而减小,随参数GSI的增大而增大;极限平衡区宽度随参数D的增大而增大,随参数GSI的增大而减小。最后,通过工程实例分析,验证了研究成果的合理性。

回采巷道煤体荷载传递机理及其极限平衡区的研究

基于支承压力作用下回采巷道两帮煤体的力学模型,分析了煤体与顶底板界面应力、煤体轴力的基本分布规律,首次对煤帮水平位移进行了力学推导,建立了极限平衡区宽度新的理论计算公式,讨论了塑性条件下煤帮极限平衡区宽度的主要影响因素。结果表明:①极限平衡区煤体的垂直应力、顶底板与煤层界面的剪应力及其水平压力均呈双曲函数分布;②煤帮处煤体垂直应力的大小随巷道高度及顶底板与煤层界面力学参数的改变而改变,其水平位移与弹塑性界面的侧压力系数、峰值应力及煤体极限平衡区宽度成正增长关系,与煤体综合弹性模量成反比;③煤体极限平衡区宽度与巷道埋深、上覆岩层平均容重、煤体与顶底板界面的强度参数、应力集中系数及侧压力系数、巷道高度及煤体综合弹性模量密切相关,随巷道埋深和巷道高度的增加而增大,随煤体与顶底板界面内摩擦角和黏聚力的增加而减小。最后,通过工程实例,验证了分析结果的合理性。

煤层巷道两帮煤体应力和极限平衡区的探讨

本文介绍了国内外学者对煤层巷道两帮煤体应力及极限平衡区的研究成果,指出了研究中存在的问题。作者以松散介质应力平衡理论为基础,井结合应力微分平衡方程求出了煤层界面应力以及煤体的应力极限平衡区宽度。文中分析了开采深度、界面摩擦角、粘聚力、煤层厚度、侧向支护阻力、应力集中系数等因素对界面应力和极限平衡区宽度的影响。井下实测数据与计算结果基本吻合。

极限平衡区顶煤自燃三维非均质动态数值模拟

为探究极限平衡区内顶煤自燃规律,利用Fluent软件对顶煤自燃进行数值模拟研究。通过对顶煤移动变形及自燃特点的分析,确定顶煤自燃过程的模拟为三维非均质动态模拟,并建立数学模型,给出相关参数及边界条件的确定方法。以恒大矿某工作面为例,对其顶煤的自燃过程进行数值模拟,并分析工作面风量及煤体耗氧速度与自然发火期之间的关系。结果表明:对计算区域进行模拟所得到的速度场、氧浓度场及温度场与现场观测结果及理论结果比较吻合;工作面风量对煤体自然发火期影响较小,而对高温区域中心点位置影响较大;煤体耗氧速率与自然发火期近似成负指数函数关系。

基于弹性理论的煤帮极限平衡区宽度确定方法探讨

回采巷道开挖后,其围岩应力重新分布,两侧煤体在上方集中应力的作用下产生变形后形成极限平衡区,其理论宽度是合理确定巷道煤帮支护方案及其参数的重要依据,目前,计算煤帮极限平衡区的主要方法有:利用松散介质平衡理论建立煤帮应力平衡微分方程来求解极限平衡区宽度;或考虑工程扰动程度和煤体地质强度,运用非线性摩尔-库伦准则建立极限平衡区宽度方程。本文在总结现有研究成果的基础上,建立了回采巷道煤帮在高支承压力作用下体的力学计算模型,运用弹性力学理论分析了帮部任一点煤体的应力应变分量。基于弹塑性界面煤体在峰值支承压力发生片帮的柱条模型,确定该界面上发生最大水平拉应变的单元煤体位于距离底板0.65倍巷道高度处,进而提出了该单元煤体极限拉应变与煤帮极限平衡区及其破裂区宽度的理论计算公式。分析表明,煤帮极限平衡区宽度不仅取决于煤体的极限拉应变、泊松比及弹性模量,而且与原岩应力大小及巷道开挖后发生重分布的最大支承压力及煤帮弹性区宽度密切相关。具体表现为煤帮极限平衡区宽度随巷道埋深增大而不断增加,但随煤体弹性模量及其极限拉应变的增加却快速减小。在此基础上,利用所提出的理论公式计算了百良矿14501工作面运输巷350~400 m区段的煤帮极限平衡区和破裂区宽度,进而优化了巷道帮部锚杆支护参数,取得了良好的支护效果。结果表明,上述研究成果能够较好地进行深埋煤层巷道煤帮极限平衡区的预测分析。

极限平衡区全煤巷道支护形式实践

通过极限平衡区全煤巷道支护实践,优化了在极限平衡区的巷道支护形式,并取得了一定成果。在同类巷道支护中可以广泛推广应用。

内含瓦斯抑制条件下极限平衡区顶煤自燃模拟

建立了瓦斯抑制条件下顶煤自燃数学模型,并给出了模型中各方程的边界条件、初始条件及各参数的确定方法,利用Fluent软件对给定条件下的极限平衡区顶煤自燃过程进行了模拟研究.模拟结果显示,靠近进风巷的顶煤升温较快;随着时间延长,高氧浓度区域逐渐向顶煤内部扩展;顶煤内瓦斯浓度梯度减小,最高瓦斯浓度降低.通过对模拟数据分析得出,顶煤升温过程为加速过程,内含瓦斯明显延长了顶煤的自然发火期;供风量对顶煤自然发火期影响不大,但对顶煤高温区中心点位置的影响较大;自然发火期与其耗氧速度存在负指数函数关系.

一种基于弹性理论的大采高区段煤柱合理尺寸计算方法

不同工况下区段煤柱两侧支承压力分布及岩体变形存在显著差异,考虑煤柱两侧不同支承压力对煤柱整体稳定性的影响,基于大采高区段煤柱的弹性力学计算模型,分析了支承压力下煤柱任一单元岩体的应力应变分量。通过建立大采高煤柱弹塑性界面上岩体的柱条模型,确定在0.65倍煤柱高度处单元岩体将首先发生水平拉伸破坏,利用虎克定律提出了该单元岩体极限拉应变与煤柱极限平衡区宽度的关系式。依据煤柱破裂区岩体的受力特征,运用摩尔库伦准则推导了煤柱破裂区宽度的计算公式。结果表明:①煤柱极限平衡区宽度与岩体极限拉应变和弹性模量反相关,与煤柱埋深和煤柱高度正相关;②煤柱高度及其与顶底板的界面摩擦角是影响破裂区宽度的关键性因素;③煤柱两侧不同工况下,煤柱岩体极限拉应变与其所受侧压呈正变关系,区段煤柱采空区侧所受侧压较巷道侧偏大,采空区侧岩体的极限拉应变也相应较大,表现为采空侧极限平衡区宽度较巷道侧偏小。最后,将上述理论公式应用于陕北某矿30109工作面大采高区段煤柱极限平衡区和破裂区宽度的分析计算,给出了该工作面两侧区段煤柱的合理宽度及其支护方案。工程应用表明,30109工作面区段巷道围岩变形控制效果良好,满足现场生产需求。

错层位采煤法非常规区段煤柱稳定性理论研究

错层位采煤法将采煤工作面两端的巷道布置于煤层中的不同层位,相邻工作面巷道立体交错,形成一种新型非常规区段煤柱。应用极限平衡理论建立了该区段煤柱力学结构模型,对其稳定性进行了研究,得到煤柱极限平衡区宽度表达式及其支承压力的分布规律,并根据研究结果得到煤柱应力区域划分规则。研究结果表明,这种新煤柱极限平衡区宽度明显减小,煤柱的稳定性和煤炭资源采出率得到提高;煤柱内应力多出两分区,即免压区(不受或仅受少量矸石的重力作用)和直接顶垮落矸石自重作用区。该研究在长壁开采煤柱设计、提高煤炭采出率等方面具有一定意义。

采动影响下回采巷道围岩控制技术与区段煤柱尺寸优化

区段煤柱合理宽度直接影响动压回采巷道围岩控制效果。本文针对崔家寨矿5~#煤层E12505工作面地质条件,提出采用锚梁网索联合支护技术控制围岩变形,并对支护参数进行系统优化。继而根据三维应力状态下煤岩体的极限平衡理论,推导出合理煤柱宽度理论值,同时采用FLAC^(30)模拟软件分析不同宽度煤柱受力状况。理论计算与数值模拟结果综合对比,确定了崔家寨矿5~#煤层回采巷道合理支护参数及煤柱尺寸(6~7m)。研究成果为复杂应力条件下巷道围岩稳定性控制、煤柱宽度的合理留设提供了理论依据。

深埋强冲击煤层工作面区段煤柱宽度确定

为了确定冲击地压矿井合理区段煤柱尺寸,以葫芦素煤矿21103工作面为研究背景,采用理论方法对煤柱极限平衡区宽度进行了计算,从煤柱应力和围岩变形两方面入手构建了不同煤柱宽度下的数值模拟运算,并对21103辅运巷煤柱宽度分4m、6m、8m、10m、12m、14m、16m、18m、20m、22m、24m进行监测,得出:理论计算得到区段煤柱宽度为9.1~10.7m;数值模拟结果显示煤柱应力随宽度增大呈先增大后减小的趋势,5m时应力最低,15m时应力最高。巷道顶、底板及实体煤帮变形量与煤柱宽度成反比,煤柱侧帮位移量先增大后减小,煤柱为10m时位移量最大,综合应力与围岩变形模拟结果建议区段煤柱5~10m为宜;实测数据分析结果显示合理煤柱宽度在10~12m。最终得出葫芦素煤矿区段煤柱最优宽度为10m。

掘进工作面卸压区宽度及其主控因素研究

针对煤巷掘进过程中易发生煤与瓦斯突出的问题,对煤巷掘进工作面煤体的卸压区宽度范围进行了理论分析,得出了卸压区宽度受煤层界面摩擦因数、煤体抗拉强度、煤层厚度、煤岩容重、侧压系数及煤层开采深度等多种因素的影响,采用灰色关联分析法确定了煤体的侧压系数为卸压区宽度的主控影响因素,并采用现场实测的方法验证了卸压区宽度数值分析的正确性。提出了煤巷掘进工作面进行煤与瓦斯突出防治措施应用时,应主要以施加外部荷载的防突措施为主,提高煤体的侧压系数以破坏煤体完整性并增大卸压区宽度,使卸压煤体厚度增大从而抵御煤与瓦斯突出。研究结论可以为煤巷掘进面煤与瓦斯突出的研究提供理论指导。

高水速凝材料采空区密闭技术在南关煤业的应用

针对南关煤业采用混凝土施工密闭墙中存在材料用量大、效率低、效果不理想的问题,提出高水速凝材料密闭技术和工艺。结果表明,水灰比为3∶1的高水速凝材料终凝强度为2.9 MPa,可满足密闭要求。1207工作面极限平衡区的范围为7.2~9.3 m,密闭墙的位置应当位于该范围内。密闭3个月后墙体稳定,没有脱皮和裂缝,采用束管监测系统没有观测到C_(2)H_(2)、CO等气体,采空区未发生煤炭自燃。

陕北某矿二、四盘区主运巷支护优化设计

为解决陕北某矿二、四盘区主运巷支护强度大,支护体利用效率不高的问题,以岩石力学实验及围岩松动圈测试的结果为依据,采用松动圈理论及极限平衡区理论进行支护方式的优化设计。经现场工业性试验,得到了理想支护效果并取得良好的经济效益。

近距离煤层交叉工作面矿压特征及煤柱参数优化

近距离交叉工作面巷道分别位于上部煤层遗留煤柱和采空区下,其矿压显现特征与近距离煤层平行工作面布置有较大差异。三道沟煤矿2^(-2)与3号煤层层间距较小,且受无煤区等地质条件限制上下煤层工作面呈交叉布置。采用现场实测、理论分析和数值模拟的方法,对遗留煤柱和采空区下巷道矿压显现特征进行研究,确定受遗留煤柱集中力作用时下煤层区段煤柱优化尺寸。结果表明:3号煤层留设20 m区段煤柱条件下不同位置巷道稳定性均较好,巷道受遗留煤柱集中应力影响矿压显现比采空区下更为明显;考虑近距离煤层开采集中应力传递特征,提出近距离煤层开采影响系数α,遗留煤柱和采空区影响系数分别为1.22和0.62,确定遗留煤柱下区段煤柱最小宽度为12.82 m;留设8 m煤柱时应力呈单峰分布,煤柱整体塑性破坏,12~20 m煤柱宽度时应力呈双峰分布,煤柱中部存在约5~15 m弹性区,煤柱仍具有较高承载性能。确定近距离开采下煤层区段煤柱优化宽度为13 m并在地质条件相同的30102工作面进行验证,巷道稳定性较好。

公路瓦斯隧道揭煤预留安全岩柱厚度研究

瓦斯隧道揭煤作业中,会因预留安全岩柱厚度不足而发生瓦斯事故。以召夸至泸西高速公路白兆隧道揭煤作业工程为依托,在分析工作面前方应力分布的基础上,考虑瓦斯压力的影响,建立了爆破揭煤预留岩柱厚度的计算模型,同时利用数值模拟进行对比分析,得出以下结论:以极限平衡区的宽度作为预留安全岩柱的厚度,极限平衡区理论计算宽度为0.87m;数值模拟确定极限平衡区的宽度为1.70m。依据规范推荐计算,最小预留安全岩柱厚度为2.33m。综合理论计算,数值模拟和规范推荐,揭煤作业中,预留岩柱厚度采用2.50m,施工实践证明:该厚度既消除了瓦斯突出隐患,又保证了施工进度,隧道安全快速的通过煤层,工程效果良好。

海底隧道施工过程中突水风险研究

海底隧道施工过程中最大的风险是隧道突水,一旦发生突水事故,将对整个隧道工程带来灾难性的后果.针对这一工程问题,应用极限平衡理论分析海底隧道突水的力学机理,得出海底隧道可能发生突水的临界水压计算公式.分析影响临界水压的因素,认为岩体物理力学参数、隧道上覆岩层厚度、隧道开挖半径及支护形式与强度是影响临界水压的主要因素,提出预防海底隧道突水的措施.

镇城底矿煤层巷道煤体应力及变形规律研究

为分析煤层巷道开挖后两帮煤体应力分布及变形规律,进而确定合理、有效的支护方式,采用弹塑性理论计算以及现场实测相结合的研究方法,以镇城底矿生产实际为背景,理论分析得到该矿煤层巷道两帮煤体的应力分布形式、煤体应力极限平衡区范围;实测分析煤层巷道两帮煤体应力值及巷道围岩收敛变形规律,理论与实测结果较为吻合。巷道开挖后,围岩经充分变形,煤体应力及围岩变形初期变化受采动影响较弱。

特厚煤层错层位巷道布置的沿空掘巷技术研究

基于特厚煤层错层位巷道布置条件下沿空掘巷技术应用较少的现状,针对错层位沿空掘巷技术展开研究,特厚煤层不同层位布置回采巷道时常留设不同尺寸的三角煤体,采用理论计算的方法对三角煤体的稳定性进行分析,发现在回采14 m特厚煤层时,回采巷道布置在距底板7 m与10.5 m时下方三角煤体处于稳定状态。在此基础上,进一步研究了稳定三角煤体在巷道支护条件下对实体煤稳定性的影响,确定回采巷道布置在距底板10.5 m时,从应力分布与围岩稳定性考虑,可实现完全无煤柱沿空掘巷布置。结果表明:特厚煤层错层位巷道布置条件下沿空掘巷技术,有效改善了沿空掘巷支护与采掘接续问题。

关于错层位采煤法接续面巷道合理位置的选择

本文重点研究相邻接续面巷道布置的合理位置。以某矿为工程背景,理论分析给出了实体煤侧垂直方向上的分区:一侧采空实体煤分区、过渡区和沿底弹性区。根据巷道布置原则,将巷道在垂直方向上沿9号煤层底板布置在弹性区,在水平方向上布置在极限平衡区的低应力区域内。采用理论分析、FLAC3D数值模拟等研究方法,确定了在该工程背景下的水平方向上的合理错距为2 m。工程应用中结合现场试验对接续面进风巷采取联合支护,通过对巷道的顶底板移近量和两帮位移量进行实测,发现围岩变形量得到有效控制。