沿空留巷矿压显现规律研究

为了更好地选择支护方式用于维护沿空留巷,对21404轨道巷沿空留巷过程中的巷道变形及矿压显现情况进行研究,根据沿空留巷柔模损坏情况,制定了沿空留巷采取的主要措施,研究了充填混凝土墙体载荷、煤柱侧锚索载荷、顶板锚索、锚杆载荷、沿空留巷围岩变形分析、顶板离层观测规律。研究得出:通过沿空留巷的矿压显现规律研究,为支护方式的改进提供借鉴,对于沿空留巷的维护、成本控制具有重要作用。     

综放沿空留巷几个关键问题的研究

在工程实践的基础上，采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型，详细分析了老顶断裂位置、端头不放顶煤长度、充填体宽度、充填方式和充填体强度对综放沿空留巷围岩稳定性的影响规律.研究结果表明，老顶断裂位置对留巷围岩稳定性的影响较大，留巷顶板围岩位移受制于老顶岩层的回转运动，是老顶回转运动与围岩变形的综合反映,综放沿空留巷时,应合理利用围岩移动规律。     

沿空留巷围岩失稳机理与控制技术

通过建立沿空巷道上方老顶断裂前、后形成的"悬臂梁"和"砌体梁"力学结构,分析结构的力学、运动特点,研究得出沿空留巷围岩可能发生切落、回转、破断(跨冒)和冒落等四种失稳状况,提出巷内锚网组合支护加固煤帮防止切落,控制顶板、防止冒落;巷旁工字钢配砌筑矸石带或浇筑充填料,增加支撑点,形成"简支梁"结构,阻止老顶回转和下沉;动压范围内辅以单体液压支柱弱化应力影响,防止老顶断裂和跨冒等联合控制技术。经淮南、淮北矿区的实践证明,能有效控制围岩的变形与失稳,局部巷修后满足使用要求,为沿空留巷技术的推广应用提供了技术指导。     

沿空留巷“卸压-锚固”双重主动控制机理与应用

针对坚硬顶板下沿空留巷的维控难题,运用理论分析、数值模拟和工业性试验等方法,阐述了"卸压-锚固"双重主动控制机理。坚硬顶板长期悬顶缓慢下沉和突然断裂剧烈来压是沿空留巷的扰动根源,通过主动致裂改变其断裂位置、时机和结构,可实现顶板"大结构"的主动控制。将顶板断裂位置由实体煤侧转移至采空区侧,减弱旋转块体对沿空留巷顶板的连带作用,加速顶板破断、缩短扰动周期,降低悬臂长度、减小附加载荷。沿空留巷围岩具有分区特征,采用长短结合的支护方式分别构建浅部"基础承载圈"和深部"强化承载圈",可实现巷道"小结构"的主动控制。提出的"卸压-锚固"双重主动控制方法能够为沿空留巷营造良好的应力环境、提高锚固效能、降低支护密度。根据凤凰山矿154307工作面10 m厚坚硬石灰岩顶板下沿空留巷的工程实践,卸压后锚杆支护设计为1.5 m×1.5 m大间排距,沿空留巷达到了良好的效果。     

沿空留巷锚带索耦合支护技术

沿空留巷的顶板围岩过度的变形将导致围岩的结构破坏,使顶板岩层完全丧失自身承载能力.利用理论分析的方法分析了沿空留巷顶板围岩应力分布特点,提出了基于锚杆+w钢带的锚索耦合支护技术.通过锁具的挤压给巷道顶板围岩提供预紧力,限制顶板围岩变形,维持顶板围岩完整性.分析了锚索耦合支护的力学机理、技术原理及技术特点,得出了沿空留巷顶板支护载荷的计算公式.研究成果应用于新立煤矿运输平巷沿空留巷支护工程,通过现场监测验证了支护方案的合理性,并取得了显著的经济效益.     

薄层顶板沿空留巷巷旁充填体合理宽度研究

以中兴煤矿1204下工作面材料平巷沿空留巷为工程背景,应用理论计算、数值模拟等方法研究了沿空留巷薄层顶板的稳定性,分析了不同充填体宽度对充填体应力的影响规律和围岩变形破坏特征,得到了1204下工作面材料平巷沿空留巷巷旁充填体载荷以静载荷为主,动载荷为辅,冒落带高度为15.4m,裂缝带高度为49.2m的结论,确定了合理的充填体宽度为2.5m。现场实践表明,这种方法确定的充填体宽度使沿空留巷围岩稳定性较好。     

乌兰木伦煤矿空巷围岩破坏特征分析及稳定性控制

针对乌兰木伦煤矿12405工作面过空巷导致空巷围岩严重破坏的问题,采用理论分析、数值模拟等研究方法,对空巷受工作面采动影响情况下的顶板破断特征、空巷应力分布规律、围岩破坏特征进行了研究。结果表明:在叠加应力作用下,老顶将产生3种破坏形式,即老顶在空巷后方、上方、空巷实体煤帮上方发生断裂;工作面与空巷间距离小于5 m时,空巷受工作面前方应力影响达到最大;当工作面与空巷贯通时,顶板破坏深度达到7.5 m。针对性地提出"锚索+钢带"、布置柔模泵送支柱支护顶板及采取停采让压措施控制顶板破断的综合围岩控制方案。     

二次沿空留巷围岩结构稳定性与控制技术

为将沿空留巷复用后继续保留下来作为回风通道长期使用,需采用二次沿空留巷。论文阐明了二次沿空留巷上覆岩层运动规律,建立了顶板二次沿空留巷结构模型,提出了二次沿空留巷围岩支护结构概念。研究表明:二次沿空留巷上覆岩层"大结构"运动经历3次调整后才趋于稳定;指出二次沿空留巷围岩支护结构由两侧充填体、顶板锚杆索组合体、巷内支护体及底板组成;提出"多分区耦合支护"围岩控制方法,该方法可保证二次沿空留巷围岩结构稳定;制定详细的支护方案、施工工艺并进行了成功实践,对类似条件巷道支护具有一定的参考价值。     

千米埋深坚硬顶板沿空留巷技术研究

为解决深井高地应力和坚硬顶板长悬臂高附加应力叠加造成的沿空留巷维护困难的问题,以平煤十二矿己14-31010工作面为研究对象,分析制定了沿空留巷充填墙体构筑工艺流程,提出了以控制坚硬顶板结构为目的的预裂爆破主动卸压技术和沿空留巷围岩强化控制技术方案。对沿空留巷充填墙体构筑与维护过程控制效果监测结果表明:预裂爆破后采煤工作面顶板来压步距缩小10 m左右,工作面液压支架载荷下降约7 MPa,来压强度明显下降;通过巷内强化控制,沿空留巷稳定后巷道断面收缩率为34%,断面面积在10 m~2以上,保证了工作面正常通风和邻近层卸压瓦斯抽采的空间要求,深井高地应力坚硬顶板条件下进行沿空留巷得到成功应用。     

大倾角薄煤层复合顶板沿空留巷技术的应用

介绍了大倾角薄煤层复合顶板条件下沿空留巷技术,采用超前支护配合巷道补打支撑支柱、架设木垛、浇注沿空留巷墙体,观测分析了沿空留巷围岩变形及效果,可为类似条件下沿空留巷提供借鉴。     

新庄煤矿炮采工作面支护参数研究

结合新庄煤矿22101炮采工作面地质资料和井下实际调研情况,采用单体液压支柱工作面控顶设计方法,从防漏、防压和防推三方面考虑,对工作面正常回采期间和初采期间的控顶距、支柱工作阻力和初撑力等支护参数进行研究,并对工作面支柱的承载特征加以分析.结果表明:在正常回采期间和初采期间,22101炮采工作面应采用"四·三"排支护;应适当提高支柱的初撑力使之达到额定初撑力的80%,选用阻力在400kN以上的支柱以适当降低支柱阻力的利用率.     

大宁矿巷道掘进合理空顶距的研究

为了进一步研究全煤巷大断面围岩的稳定性，针对大宁矿在掘巷道的情况，采用薄板理论分析，确定了其巷道掘进的合理空顶距，为大宁煤矿煤巷围岩控制提供了理论依据；有利于大宁矿进一步发挥掘巷机械的效率，保证了安全生产。     

摩擦力对液压支架的影响

就摩擦力对液压支架的影响进行了分析 ,认为液压支架的支承力与顶板对顶梁的摩擦力方向并无关系 ,液压支架的支承力由于该摩擦力的存在而提高 ;摩擦力方向对液压支架的稳定性、顶板的管理及支架对底板间的比压有影响。     

晋城矿区15~#煤支架选型

以成庄矿15#煤为例研究晋城矿区地质条件以及岩石的物理性质等特征,探讨在开采成庄矿15#煤时选用的支架类型。经过对晋城矿区的实地观测,并采集一定量的标本,通过利用简支梁、悬臂梁、固支梁等模型计算顶板、底板、采场围岩和瓦斯的条件来确定15#煤层开采时支架的选用。由此得出在开采晋煤成庄矿地区15#煤时,顶板分类不变,支架支护强度仍为1.73 MPa,可以选用1.75 m宽度的四柱支撑掩护式支架,此时支架合理工作阻力为13 000 kN,支架的初撑力为9 600 kN。     

建筑荷载作用下采空区顶板岩梁稳定性分析

为了给煤矿塌陷区土地的治理利用提供理论依据,对建筑荷载作用下采空区顶板岩梁的稳定性进行了分析研究。采空区顶板岩梁突变失稳过程是比较典型的偏离平衡态的非线性过程,将浅部开采老采空断裂的顶板岩梁概化为三铰拱式力学结构模型。通过力学分析,建立了顶板岩梁力学系统的总势能方程,利用突变理论,构建了采空区顶板岩梁失稳的尖点突变模型,获得了采空区顶板岩梁突变失稳的条件,并通过工程算例进行了分析和验证。研究结果表明,煤矿塌陷区地基的稳定性不仅与采动岩体受地面建筑荷载的影响程度有关,也与老采空区顶板岩层的稳定性有关。采空区顶板岩梁在地表建筑荷载扰动下,若满足稳定的条件,则顶板岩梁回转后仍然处于稳定平衡状态。否则,采空区顶板岩梁将发生突变失稳。     

Roof structure theory and support resistance determination of longwall face in shallow seam

Introduction　　IntheprocessofexploringthegreatshallowcoalfieldinNorthShaanxiProvince ,theintensityroofweight ingbehavior ,suchasbigroofstepsubsidenceatcoalface ,greatdynamicpressure ,etcarerevealed .Inthebe ginningof 90’s ,wehadmadeinitialresearchonthelawoffacesupportpressureandroofmovementoflong wallfaces[1,2 ] .Attheendof 90’s ,themechanismofroofweightingandtheroofstructuretheoryhadbeencarriedout .Finally ,tworoofstructuremechanicalmodelswereadvanced ,oneisthestructuremodelofasym metrya…     

梯形荷载下的采场顶板岩层运动及支架承载计算研究

在经典实用矿压理论的基础上,通过简化岩梁荷载为梯形荷载,建立了采场支架围岩结构力学模型,重新推导了基本顶初次来压和周期来压的计算公式.利用新公式,结合汝箕沟煤矿32211综采工作面的开采实际状况,计算了基本顶初次来压步距和周期来压步距,并对比了经典实用矿压理论的计算结果及实测数据.研究表明,新公式计算的结果更接近山地开采条件下的实测数据,对煤矿的安全生产起到了指导作用。     

不同边界下的坚硬顶板极限承载分析及破断距确定

煤矿开采地质条件复杂以及不同煤层采煤方法的差异,导致采场顶板会有多种边界条件。在不同边界下,坚硬顶板的极限载荷和破断距必不相同。因此,建立5种不同边界(四边固支、三固一简、邻固邻简、对固对简及三简一固)下顶板的力学模型,利用塑性极限法求得各种边界下顶板极限载荷,分析得出极限载荷随k(推进距离与工作面长度比)的变化规律。顶板极限载荷在对边固支和对边简支边界下最大,四边固支边界次之,而在其他3种边界下接近相等。此外,以所求顶板极限载荷为基础,得到了各种边界条件下顶板的最小破断距,并采用数值试验方法进行了验证。     

Convergent mechanism of roadway driven along with strong roof of special thick stratum and its controlled measures

The trapezoidal cross-section roadway, driven along with its medium and fine grain sandstone roof in special thick stratum, was situated in shale strata. Rock-lining wall was employed in roadway, which its roof is in the free situation. Under the action of virgin stress, the surrounding rock of roadway was in stability. While under the action of fixed abutment pressure arisen from protection pillar of roadway, which its two sides‘s eams were extracted, free strong roof of roadway was in the stability. But its two sides‘ rock-lining walls was fractured, partially broken into pieces, and its floor heave was obvious. The velocity of floor heave is 0.440.8 mm/d. The size of broken zone of surrounding rock of roadway increases doubly. An effective load coefficient of surrounding rock to was quoted illustrate these phenomena. The main reasons of roadway convergence are that, rock property of surrounding rock is inferior, protection pillar affects its stability, and supporting pattern employed is improper. At last, effective measures to control roadway convergence should be bolting and grouting lining, which mainly consolidates surrounding rock of roadway.     

车辆荷载作用下岩石地下硐室顶板厚度分析

将车辆荷载简化为移动的简谐作用力,地下硐室顶板简化为单位宽度的简支粱,得到车辆荷载作用下岩石地下硐室顶板的顶板-车辆简谐力模型,分析了模型在无阻尼、阻尼为无穷大、一般阻尼以及车辆固定在模型跨中的动力响应。结果表明：对于匀速移动的车辆简谐荷载情况,仅考虑基本振型当共振发生时,动力放大因子将取决于车辆移动的速度,速度越慢,通过全梁的时间越长,振动反应越大;阻尼无穷大时,发生共振时的最大振幅只有在无阻尼情况下的一半;在一般阻尼情况下,动力放大因子取决于阻尼比的大小;匀速移动简谐力作用下动力响应只有固定于跨中的简谐力作用下的动力响应的一半。针对顶板跨中作用有车辆荷载,车辆简谐力角频率等于06倍基频时做了具体计算,得到了车辆作用下的动挠度、动弯矩、动剪力以及跨中位移与弯矩放大系数以及支座剪力放大系数。以瓮福磷矿穿岩矿段地下硐室顶板为例,分析了地下硐室顶板的稳定性与最小顶板厚度,研究表明：顶板高度为4 m时顶板稳定,顶板的最小安全厚度为353 m。