特厚煤层掘进巷道两帮卸压钻孔合理参数数值模拟研究

目前钻孔卸压技术为冲击地压矿井巷道掘进期间防冲主要措施之一,钻孔布置和参数决定着卸压效果。目的为了探讨特厚煤层掘进巷道两帮卸压钻孔合理布置参数,方法基于耿村煤矿综放工作面运输巷道地质采矿条件,利用数值计算方法研究掘进巷道两帮在单排布置时孔深、孔径、孔间距,双排布置时排距等不同参数条件下,巷道围岩应力云图和两帮垂直应力分布特征。结果结果表明:(1)单排布置卸压钻孔时,随着孔深、孔径递增,巷道两帮高应力区逐渐向深部围岩转移,而巷道两帮浅部围岩处于低应力区。(2)当钻孔孔深、孔径达到一定值时,巷道两帮支承压力由“单峰型”转化为“双峰型”,浅部围岩处于临界卸压状态;随着孔深、孔径继续增加,巷道两帮处于过度卸压状态。(3)利用卸压后、无卸压时巷道两帮高应力区向深部围岩的转移量ΔL、峰值应力处距巷道表面距离的比值η表示临界卸压和过度卸压状态,确定出卸压钻孔的合理参数。在耿村煤矿13230综放工作面运输平巷进行超前钻孔卸压和锚网索+36U型可缩性金属支架二级支护后,对巷道两帮实施钻孔卸压防冲,效果显著。结论研究结果对冲击地压矿井回采巷道掘进期间的卸压防冲具有指导和借鉴意义。

巨厚坚硬岩层运移对采场超前支承压力影响实验研究

为了揭示采场超前支承压力在受巨厚坚硬岩层运移影响之后的演化规律和变异特征,以杨柳煤矿典型巨厚坚硬岩层赋存条件为模型,运用物理模拟和机械模拟实验方法进行模拟研究,并与无巨厚坚硬岩层的采场模型进行比较。通过研究发现:采场中巨厚坚硬岩层对其支承压力的影响,主要集中在巨厚坚硬岩层发生破断之前,其应力集中程度高、影响范围广、影响程度剧烈;临近巨厚坚硬岩层破断前,覆岩中有巨厚坚硬岩层时的超前支承压力峰值和影响范围分别为无巨厚坚硬岩层时的1.15倍和1.9倍;巨厚坚硬岩层处于稳定状态时或已发生破断后,采场支承压力峰值和影响范围相对无巨厚坚硬岩层采场较小,对采场超前支承压力的影响相对较弱;支承压力峰值的增大势必会使采场前方煤壁的影响范围增大。

厚直接顶支架切顶沿空留巷稳定性分析

针对厚直接顶切顶沿空留巷采空帮大变形问题,通过建立厚直接顶支架切顶沿空留巷矸石自成巷旁承载力学模型和结合现场实测,得到矸石巷旁支护水平侧压及支承压力作用机理,表现为:(1)采空区侧厚直接顶破断为倾斜断面,垮落矸石沿倾斜断面分布并形成矸石巷旁支护;(2)采空区侧厚直接顶破断前,矸石巷旁支护侧向压力主要为矸石自重引起,破断后,主要影响因素增加了上部载荷和断裂基本顶荷载,其最大矸石巷旁支护侧向压力增大41%,最大矸石巷旁支护支承压力增大49%;(3)矸石巷旁支护和巷旁切顶支架联合支护顶板,使其更好地适应巷道采空帮围岩剧烈变形,为相似条件下的留巷提供了理论及技术借鉴。

综放特厚煤层沿空巷道围岩控制技术研究

为解决特厚煤层沿空巷道围岩变形破坏严重的难题,以马道头矿8209特厚煤层工作面沿空回采巷道为例,运用UDEC数值模拟软件分析了巷道采空侧覆岩结构的形成及运动规律,阐明了不同阶段上区段采空区侧向支承压力的分布特征及对布置巷道区域煤体的影响,分析了5209沿空巷道在经受二次采动影响条件下围岩的破坏机理,提出了针对性不对称控制对策。研究结果表明:马道头矿5209沿空巷道顶板采用“桁架组合梁+高强长锚杆”支护系统对顶板围岩进行深-浅结合、不对称性控制,煤柱帮采用“高强长锚杆+短锚索”进行强化控制,沿空巷道围岩和支护结构不对称破坏状况得到改善,对类似特厚煤层沿空巷道围岩控制具有借鉴意义。

采厚与超前支承压力峰值位置关系理论分析研究

为分析综放工作面采厚对超前支承压力峰值位置的影响,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,通过理论分析就综放工作面采厚与超前支承压力峰值位置的关系进行深入研究。通过理论分析得出,采厚与超前支承压力峰值位置呈现一次线性关系,超前支承压力峰值位置与工作面煤壁的距离随采厚的增加而变大。采用最小二乘拟合的方法建立了采厚与超前支承压力峰值位置的一次线性关系式,验证了理论分析的结论,得到了j7401工作面中采厚与超前支承压力峰值位置的一次线性关系式的斜率是1.311。研究结论可用于预测不同采厚时超前支承压力峰值位置。

缓倾斜厚煤层区段煤柱合理宽度研究

以缓倾斜厚煤层综放沿空掘巷区段煤柱合理留设宽度为研究对象,根据山寨煤矿井下现场实际生产地质条件,通过理论计算、数值模拟及现场工业性试验,确定区段煤柱宽度合理留设范围。研究结果表明:理论计算得到煤柱合理留设宽度为4.2~6.8 m;数值模拟软件分析对比不同煤柱宽度下煤柱内应力分布规律,采空区侧支承压力影响范围为80 m左右,距采空区0~10 m为应力降低区;煤柱宽度小于6 m时,煤柱塑性破坏,承载能力较小;煤柱宽度为6 m时,煤柱内形成了应力核区,自稳能力较强;煤柱宽度大于6 m时,应力峰值和应力范围较大导致支护困难;最终确定3506综放工作面区段煤柱最优宽度为6 m。现场矿压监测数据表明:沿空掘巷围岩变形控制效果良好。

特厚煤层大采高综放开采区段煤柱留设宽度研究

针对特厚煤层大采高综放开采区段煤柱合理留设的问题,以同发东周窑煤矿为工程背景,采用弹性力学极限平衡法求得煤柱合理的理论留设宽度为20.87~24.08 m,利用工程类比法得到该煤矿上区段采空区煤柱侧严重塑性破坏区宽度约为4 m.运用FLAC3D数值分析软件对四种煤柱留设方案下煤柱内部的垂直应力、塑性破坏特征及巷道围岩的变形量进行剖析,以确定该煤矿区段最合理的煤柱留设宽度.结果显示:窄煤柱受大采高综放开采的特厚煤层和下区段回采双向侧向支承压力叠加的影响容易失稳变形破碎.综合考虑,最终确定该煤矿区段煤柱合理留设宽度为24 m.

特厚煤层综放工作面撤架通道矿压特征分析

以斜沟煤矿特厚煤层23101综放工作面开采为工程实例,为提高撤架通道围岩稳定性,采用数值模拟、现场监测方法对矿压显现特征进行探讨。经分析认为,在工作面超前支承压力影响下,当撤架通道与工作面距离小于35 m时,回采工作面超前支承压力开始显著影响撤架通道,撤架通道侧应力集中程度要高于回采工作面超前煤壁侧;当撤架通道与工作面距离为10 m时,煤柱的屈服范围开始扩大,并且在靠近顶板的位置,煤体发生了连续的屈服区;当撤架通道与工作面距离为5 m时煤柱完全处于屈服状态。矿压监测表明,撤架通道围岩变形主要集中在两帮与底板,但变形量基本在可控范围内,通过采煤机的截割,可保证撤架通道的正常使用。

特厚煤层超前支承压力分布面长效应实测研究

韩家洼矿22401工作面在回采设计时为有效避免小窑区影响的同时有效回收煤炭资源,设计工作面分为3个不同阶段,工作面面长分别为240 m、180 m、150 m。通过理论分析、现场实测结果汇总解析的方法,对特厚煤层条件下超前支承压力分布面长效应进行了研究。分析了现有超前支承压力计算公式的不足;现场实测出工作面长度由150 m增加至240 m时,超前支承压力峰值增加4.57 MPa、峰值位置延展5 m,影响范围扩大17 m;采用曲线拟合分析得出了工作面长度与超前支承压力峰值大小、峰值位置以及影响范围的对数函数关系。

综放采场围岩支承压力分布及动力灾害的层厚效应

以谢桥矿1151(3)综放工作面地质及开采技术条件为背景,采用大型非线性三维计算机数值模拟,对不同开采高度(3.0,5.4,8.0,12.0 m)进行模拟研究.研究表明:不同采高工作面围岩支承压力分布规律存在明显差异,随着煤层一次采高的增加,工作面煤体内和采空侧煤柱内支承压力峰值呈下降趋势,峰值位置超前工作面距离增大,煤体抵抗损伤应变能的区域变大;工作面侧向实体煤支承压力峰值沿走向在工作面前方与煤层厚度无明显关系,而在工作面后方随采高逐渐降低,峰值位置离煤壁也越远.应用损伤力学和能量法分析了支承压力分布对煤与瓦斯突出层厚效应影响规律,表明综放开采随一次开采高度的增加,采场周围煤岩体内积聚的弹性能降低且抵抗损伤变形的能力增强,有利于减缓动力灾害.

采场支承压力分布规律的数值模拟研究

采用FLAC-3D软件模拟了在煤层开采过程中采场支承压力的动态变化、依据数值模拟结果,拟合了支承压力集中系数与工作面推进距离的关系曲线。通过对比分析模拟结果,得出了工作面推进距离和长度及煤层的厚度和埋藏深度对支承压力集中系数和支承压力峰值点距工作面距离的影响程度,进而总结出采场支承压力分布规律,这些规律可为采场巷道维护、防治煤与瓦斯突出和顶煤可放性评价提供依据。

工作面支承压力采厚效应解析

在建立的支承压力分布黏弹性损伤模型基础上,对工作面煤壁前方及侧向实体煤的支承压力分布进行了解析.研究结果表明,支承压力分布与一次开采煤层厚度相关,其峰值大小与一次采厚成反比,峰值距煤壁的距离与一次采厚成正比,即随一次采厚的增加,支承压力分布范围增大,而峰值强度降低;侧向支承压力分布与时间具有一定的相关性.

特厚煤层大采高综放工作面煤壁片帮机制分析

针对特厚煤层大采高工作面,将超前支承压力作用的煤体分为破裂区、塑性区和弹性区。考虑支架护帮阻力等因素,建立了支承压力作用的煤体变形破坏及煤壁片帮分析力学模型。通过摩尔-库仑准则和非关联弹塑性分析,推导出了煤壁水平位移量及破裂区和塑性区半径解析表达式,分析了影响煤壁片帮的主要因素。理论结果与现场实测结果误差仅为15.6%,验证了模型的正确性。研究表明,随支承压力集中系数的增大、机采高度的增加以及支架护帮阻力的减小,煤壁水平位移量明显增大,煤壁片帮程度严重。工程实践表明,提高支架工作阻力,减缓煤壁处压力,控制合理采高以及增大支架护帮阻力,可有效缓解大采高综放工作面煤壁片帮程度。

深井特厚煤层综放工作面支承压力分布特征的实测研究

为研究深井特厚煤层综放工作面支承压力分布特征,采用冲击地压实时监测预警系统对新巨龙矿井1301工作面走向及侧向巷帮煤体垂直应力进行了实测。研究表明:深井特厚煤层综放工作面走向支承压力峰值位置到煤壁的距离及巷帮煤体侧向支承压力峰值位置到巷帮的距离比一般工作面大;巷帮煤体侧向支承压力峰值出现在采空区后方;回采期间巷帮煤体垂直应力的变化沿走向可分为应力稳定区、应力升高区、应力峰值区、应力降低区、二次升高区和应力蠕变区。

厚硬岩层控制下不规则断层煤柱冲击危险性研究

根据矿压理论构建了断层构造应力及采空区转移支承压力计算模型,以典型冲击地压矿井为例,将二者耦合叠加得到了厚硬岩层控制下不规则断层煤柱应力分布情况,进而分析了冲击危险性。结果表明:应力峰值距采空区133m,达到62MPa;西侧距采空区75~239m为冲击危险区,东侧距采空区60~239m为冲击危险区,高位关键层未充分断裂是导致支承压力升高的主要原因。通过现场监测数据对计算结果进行了验证,该结果可作为冲击危险防治的理论依据。

极软厚煤层综采面超前支撑压力的分布规律

针对极软厚煤层围岩控制问题,以河南神火集团梁北矿11151工作面煤层赋存条件为依据,采用Flac5.0数值计算软件模拟分析了煤层采高和煤体强度对工作面超前支撑压力和围岩变形的影响规律,现场实测了梁北矿11151极软厚煤层大采高工作面超前支撑压力的分布规律,实测与数值计算结果相吻合。研究表明:在极软厚煤层大采高开采条件下,工作面围岩变形严重,煤壁破裂区和塑性区显著增大,影响范围和应力值增大,在工作面安全生产过程中应加强对煤壁片帮的控制,加大工作面超前支护范围。

深厚砂层坝肩绕坝渗流规律及防渗方案研究

为了研究深厚砂层坝肩绕坝渗流的规律,结合拟建的陕西省王圪堵水库土石坝工程,进行了左坝肩绕坝渗流的三维有限元分析,并以坝肩砂层渗透稳定为控制条件,进行了防渗墙延伸长度方案的比较研究,同时对传统的绕坝渗流计算方法水力学法所存在的问题进行了分析。结果表明,水力学法计算的绕坝渗流量结果偏小,据其进行防渗墙延伸长度方案的比较与选择缺乏理论依据;绕坝渗流沿河道方向的影响范围是有限的,主要影响发生在坝趾处的左岸坡上;随着防渗墙延伸长度的增加,坝趾处左岸横断面砂层的最大渗透坡降及出逸面的渗透坡降均逐渐减小;深厚砂层坝肩的绕坝渗流主要发生在砂层内,且随着防渗墙延伸长度的增加,砂层及左坝肩整体的绕坝渗流量均逐步减小,但差异不显著。

台背回填松铺厚度的试验研究

通过理论分析和现场试验研究 ,探讨不同的台背回填材料及不同的压实设备与回填松铺厚度的关系 ,找出最佳匹配方案 ,以及在最佳匹配方案下施工所能达到的台背回填效果。研究表明 ,在连续级配碎石、砂砾、石灰稳定土、石屑几种回填材料中以自然级配砂砾石为最佳台背回填材料。松铺厚度与回填材料、施工工艺、施工设备的最佳匹配是保证台背回填质量的关键。

放顶煤采场前支承压力分布特征

运用理论分析、相似模型实验和现场实测 ,系统研究了放顶煤采场前支承压力的分布规律及其主要影响因素 ,得出支承压力表达式 ( 3)、( 7)是可信的 ,塑性区宽有利于顶煤压裂 ,峰值低影响硬煤冒放 。

夹矸厚度对煤矸互层顶板工作面矿压显现影响研究

夹矸顶板的稳定性控制是煤矸互层顶板工作面安全开采亟待解决的关键技术问题之一。为了弄清夹矸厚度对煤矸互层顶板工作面矿压显现的影响,采用物理相似模拟实验方法研究了不同夹矸厚度条件下工作面顶板的变形破坏运移规律、支承压力分布特征等。研究结果表明,夹矸层厚度较薄时,开采后夹矸层垮落比较破碎;夹矸层厚度较厚时,夹矸层垮落块度较大,随夹矸层厚度的增加架前冒顶的次数依次减少,工作面处顶板垮落角依次增大。无夹矸层阶段,周期性垮落步距为14.7m;有夹矸层阶段,随夹矸层厚度的增加来压步距由12.3m增大至15.8m。支承压力峰值和影响范围随夹矸层厚度的增加而增大,支承压力峰值距工作面的距离随夹矸层厚度的增加而减小。提出了带压擦顶移架和浅截深护等夹矸顶板稳定性控制措施,保证煤矸互层顶板工作面安全开采。