刀柱式采空区煤柱合理承载时间分析

为解决坚硬顶板工作面刀柱式采空区对上部煤层开采影响的问题,基于广义开尔文体描述煤柱的流变特性,建立煤柱-顶板系统力学模型,结合最小势能原理,得出采空区煤柱的有效承载时间计算公式,并依据公式对影响煤柱承载时间的影响因素进行了分析,最后结合工程实例进行验证。结果表明:采空区煤柱-顶板系统将随时间逐渐破坏至失稳;煤柱的有效承载时间与自身黏性系数成正线性关系、与瞬时弹性系数近似呈"抛物线"关系、与横截面积成正比例关系、与长期弹性系数、顶板刚度和煤柱高度近似呈负指数关系;建立的基于煤柱流变特性的采空区煤柱-顶板体系力学模型所推导出的煤柱有效承载时间计算公式具有一定的准确性。     

基于统计损伤的综放区段煤柱变形时间相关性分析

综采放顶煤开采中,工作面采用预留煤柱沿空掘巷,常常遇到协调掘进巷道设计与煤柱变形之间的关系问题.解决这一问题,一方面关系到资源的采出率,另一方面涉及到生产安全.针对煤柱变形的时效性,通过分析综放工作面沿空一侧区段小煤柱的受力与变形规律,引入统计损伤变量概念,建立了基于统计损伤的区段煤柱流变模型;进一步结合能量原理,分析了区段煤柱流变损伤条件下的时间相关性,给出了区段煤柱变形时间定量化表达式,得到了区段煤柱统计损伤的最小失稳计算公式.应用理论分析结果,在现场工程实践中,对煤柱变形与稳定性进行了预测,其结果与现场实测结果一致.     

村下压煤条带开采技术在某矿的应用

结合理论分析,研究了条带开采煤柱破坏的形式,分析了影响煤柱稳定性的因素,利用A.H.威尔逊煤柱设计理论设计条带开采的采宽与留宽,应用煤柱稳定性分析理论对煤柱稳定性进行校核。在工程实例中依照设计的采宽与留宽进行开采,通过地表移动变形观测,证明了条带开采的可靠性。     

沿空留巷稳定性及控制技术研究

为了提升巷道围岩稳定性,以镇城底矿22605工作面为研究背景,利用数值模拟软件对巷道围岩应力应变进行研究。研究发现,原有支护条件下巷道顶板下沉量及巷道煤柱变形量较大,提出采用注浆加固技术,注浆加固后巷道顶板及巷道煤柱帮的变形量得到了有效控制,为沿空留巷稳定性作出一定的贡献。     

回坡底煤矿10#煤复采工作面顶板控制技术研究与应用

由于回坡底煤矿五采区10#煤层受过去小窑破坏性开采其上分层影响,导致现复采工作面再生顶板破碎,控制难度较大。本文采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,对复采工作面煤柱及空巷稳定性进行了研究,研究表明,煤柱稳定性与其宽度呈正相关,空巷稳定性与其跨度呈正相关,采用优化顶板控制技术可保证工作面在通过煤柱及空巷时围岩变形量控制在较小范围之内。     

晋城矿区残留煤复采工作面顶板及煤柱稳定性研究

针对晋城矿区3号煤层残留煤复采工作面存在顶板冒落问题,首先采用煤柱应力计对残留煤柱垂直应力进行了实测,然后建立3号煤层残留煤顶板矩形厚板模型,对残留煤顶板的挠曲变形进行了理论分析,得到了残留煤顶板的下沉规律。研究结果表明:在残留煤柱和巷道交叉点处发生拱形或椭圆形冒落,在残留煤柱区残留煤柱出现应力集中现象,煤柱压入底板,发生层状或拱形冒落;残留煤柱中心部位的垂直应力最大,约为13.7 MPa,残留煤柱采空区为应力降低区,在2个煤柱之间垂直应力最小;残留煤顶板下沉量以残留煤柱为中心向四边增加,呈椭圆状分布,残留煤柱两侧顶板下沉量较小,而煤柱采空区与巷道交叉点、交岔点等位置顶板下沉量较大,研究结果可为预防残留煤顶板冒落的难题提供了理论支撑。     

采动巷道侧向高低位厚硬顶板破断模式试验研究

陕蒙地区冲击地压显现大多发生在二次采掘扰动影响下,煤层上方厚硬岩层结构破断诱发工作面采场附近动压显现已成为煤矿生产中重大安全隐患。为阐明采动巷道上覆高低位厚硬岩层破断对区段煤柱受力以及巷道围岩稳定性的影响,建立高低位厚硬岩层破断结构的力学模型,得到破断扰动影响下区段煤柱结构变形特征及应力分布特征,以巴彦高勒煤矿11盘区煤样试样为研究对象,利用自行设计的高位岩层模拟加载装置,借助非接触式全场应变测量系统的数字散斑相关分析方法,对高低位厚硬岩层在区段煤柱上方不同破断位置组合下区段煤柱及低位岩层的应力变形特征进行了试验研究。分析了上覆高低位厚硬岩层侧向不同断裂位置组合下区段煤柱受力特征及应力传递机制,建立了巷道上部厚硬顶板不同断裂位置与结构整体失稳荷载的力学模型。结果表明:高低位厚硬顶板岩层破断将会引起煤柱采空区应力集中,高低位厚硬岩层不同的破断位置组合,对下部岩层的运动变形和区段煤柱应力分布和巷道围岩稳定影响显著。区段煤柱整体结构稳定性与破断点位置密切相关,煤体在回转作用下破坏所需的应力大小与高位岩层顶板破断点对采空区顶煤的力矩负相关。随着破断点远离区段煤柱,区段煤柱受力由压剪逐渐转化为采空区煤顶传递的压弯作用。高低位厚硬岩层顶板破断的相对位置影响低位顶板的破断情况,当低位破断点处于高位破断点以内,低位顶板随高位顶板破断1次,反之则低位岩层顶板将会随着高位岩层破断回转发生2次破断。随着高位顶板的破断,采动巷道及煤柱上覆岩层应力减小,区段煤柱稳定性下降,冲击地压风险增大。试验研究为陕蒙地区深部厚硬顶板条件下采动巷道动力灾害防治和区段煤柱设计优化提供了参考。     

小煤柱沿空掘巷围岩变形控制机理研究

针对沿空掘巷围岩的力学环境和支护特点,在分析巷道上覆岩层结构和巷道围岩结构稳定性的基础上,建立影响巷道围岩稳定性的各因素间相互关系的沿空掘巷围岩结构力学模型,通过对方程求解和规律分析,揭示了综放沿空掘巷围岩变形控制机理.研究结果表明,在小煤柱两侧分阶段注浆加固,形成由小煤柱、顶煤、顶板构成的超静定悬臂梁结构,可以促使顶板断裂线的位置从实体煤侧向邻近工作面的采空区侧移动,减小煤柱载荷,从而达到减小巷道变形、增强巷道围岩稳定性的目的;加固后的煤柱强度为原来的4倍时最佳.加固参数应用于实践,工业性试验效果显著,巷道围岩变形得到明显控制.     

浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱稳定性研究

为了降低房柱式采空区煤柱失稳引发顶板灾害的危险性,通过建立浅埋煤层房柱式采空区单个煤柱失效引发大面积垮落的数值模型,对房柱采空区煤柱的承载特征进行分析,得到了房柱式采空区煤柱尺寸对整个采空区稳定性的影响关系。基于房柱式采空区煤柱应力与强度的关系,建立了浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱群系统数学分析模型,借助数值模拟方法,对鄂尔多斯地区奎乌煤矿房柱式采空区顶板-煤柱群系统的稳定性进行迭代计算,可对该矿房柱式采空区的稳定性及破坏发展过程进行预测,为浅埋煤层房柱式采空区顶板-煤柱群系统稳定性的评价提供了理论支持,同时再现了在流变条件下诱发大面积顶板灾害的煤柱群失稳过程。     

房式采空区下近距离煤层开采顶板切落突变分析

本文针对房式采空区下近距离煤层开采时,煤柱上方顶板与直接顶来压不一致容易导致顶板切落灾害,根据煤柱在上覆荷载作用下破坏失稳的非线性变化特征,建立了顶板-煤柱-矸石的力学系统.利用尖点突变理论研究了在线性荷载作用下系统的失稳机制,获得了该系统失稳的充要条件及煤柱的变形突跳量表达式和能量释放计算量,分析了顶板-煤柱-矸石系统失稳的主要影响因素.结果表明,煤柱的失稳破坏是顶板切落的主要因素.同时,利用能量法计算了在冲击作用下的冲击动载系数和支架的工作阻力.最后结合工程实例验证了理论推导的合理性.     

沿空掘巷小煤柱稳定性分析

文章采用数值计算软件FLAC3D,研究了不同煤柱宽度及锚杆支护强度对沿空留巷侧小煤柱稳定性及掘巷巷道围岩变形的影响,得出煤柱宽度是影响煤柱稳定性与巷道围岩变形的决定性因素,高系统支护强度能有效地控制巷道围岩变形的结论。同时,以朱集矿沿1111(1)工作面轨道平巷为工程背景,得出:煤柱宽度为3m时,煤柱内垂直应力集中系数低,应力集中影响范围小,煤柱与掘巷巷道变形量最小,稳定性最好。在此基础上确立的高强度锚杆支护方案,成功保持了小煤柱的稳定性并控制住掘巷阶段巷道围岩的大变形。     

链臂锯切顶卸压小煤柱留巷开采围岩稳定性分析

在大同矿区"三硬"煤层条件下,随着浅部煤炭资源的日益枯竭,采矿活动不断走向深地,地应力逐渐增大,塔山煤矿8311工作面和8312工作面间仅留设6m小煤柱,2312巷会遭受两工作面的重复采动,为保证两工作面重复采动影响下巷道的围岩稳定性,同时保证煤炭采出率,采用同煤集团自行研发的链臂锯进行机械切顶,以达到顶板弱化效果。为研究该技术使用条件下留巷在两工作面回采期间受重复应力扰动下围岩稳定性,运用数值模拟、力学分析等手段对切顶及未切顶后的巷道围岩应力及变形分布规律等进行研究。研究结果表明:链臂锯切顶卸压能有效切断基本顶间的应力传递,使留巷内顶底板应力峰值下降,应力分布均匀,小煤柱内应力集中峰值大幅降低,提高了留巷围岩稳定性;同时针对小煤柱留巷实体煤侧仍会受超前应力和侧向应力影响形成叠加应力集中区域及小煤柱产生的塑形变形等问题,本文相应提出了改进意见。     

胶结充填采场顶板承载特性及煤柱稳定性分析

为研究连采连充式胶结充填采场顶板承载特性及煤柱稳定性,基于FLAC3D建立数值模型,分析了顶板交替承载特性,研究了顶板主次承载结构的转换规律,揭示了煤柱应力释放及变形规律。基于煤柱两侧约束条件的差异性,建立了煤柱应力分布的力学模型,得到了应力集中系数、临时支护强度、埋深等因素对煤柱极限承载宽度的影响规律。通过煤柱与充填体协同承载的数值模拟,揭示了充填体宽度对煤柱承载特性的影响规律。结果表明:采场顶板承载结构随工作面推进而变换,且在煤柱与充填体协同承载阶段,煤柱为主要承载结构,随煤柱的逐步采出,充填体逐步过渡为主要承载结构;煤柱应力平衡区宽度与临时支护强度呈反比,且与工作面埋深和应力集中系数呈正比,提高临时支护强度,能显著降低临空面破碎区范围,减小极限平衡宽度;增加充填体宽度可保障煤柱稳定。在昊源煤矿中,通过提高充填体强度与充填率,提高充填体对煤柱的约束效应,有效保障了煤柱稳定性,为类似条件下煤柱变形控制提供参考。     

水体下急倾斜煤层采空区矸石充填顶板控制

采用数值计算和物理模拟方法,分析了水体下急倾斜煤层开采采空区矸石自溜充填顶板控制效果。结果表明：采空区矸石充填可以有效降低工作面顶板下沉挠度,减小区段平巷围岩变形;矸石充填限制了相邻分带煤柱的横向变形,减小其变形破坏程度以及降低相邻分带回采时的矿压显现;矸石充填使覆岩内的应力发生转移和重新分布,有效降低了覆岩导水断裂带的高度,减少了防水煤柱的塑性破坏范围。     

大断面切眼支护解除对围巷稳定性影响分析

 大断面切眼锚网支护在综放工作面开切眼的应用效果良好,但由于锚杆锚索的悬吊作用造成老顶不能及时垮落,对邻近巷道稳定造成了一定的影响,本文针对这个问题运用理论分析和数值模拟的方法并结合现场观测,研究了综放开切眼锚网索联合支护解除对围岩支承压力和巷道变形的影响,结果表明：切眼锚网支护解除能使切眼顶板随工作面推进而垮落,缩短采场老顶初垮步距,使得分配到排水巷与切眼间煤柱上的支承压力明显下降,切眼后排水巷围岩变形明显减小,有利于切眼后排水巷围岩稳定。本文研究结论对指导采空区周围巷道围岩变形控制有重要的参考意义。     

基于地应力反演的构造应力区沿空巷道窄煤柱宽度优化研究

基于地应力测量和三维建模技术,对黄岩汇15111工作面褶曲构造应力场进行了反演,研究了构造应力区采空区边缘不同位置处煤层顶板垂直应力的分布特征,不同位置处护巷煤柱上垂直应力、巷道顶板水平应力、以及巷道围岩变形量随煤柱宽度增加而变化的规律,并据此探索了一种确定构造应力区沿空巷道合理窄煤柱宽度方法,确定该构造应力区窄煤柱宽度为6.5 m。研究发现:构造应力区采空区边缘应力集中系数减少量在背斜左翼、向斜右翼中部最为明显;处于背斜左翼、向斜右翼中心对称位置煤柱上垂直应力、巷道顶板水平应力曲线呈“分别相似”特征,且该特征随着煤柱宽度增加而变得明显;构造应力区窄煤柱上垂直应力峰值偏向巷道侧,且垂直应力场随着煤柱宽度增加出现明显的内、外应力场;构造应力对沿空巷道顶板水平应力的分布也有影响,煤柱宽度为4.0~8.0 m时,巷道顶板水平应力自褶曲背向斜交界处向背、向斜轴部呈递减趋势,煤柱宽度为9.0~16.0 m时,呈递增趋势;褶曲对巷道围岩变形量的影响在煤柱宽度较窄时较为明显,在煤柱宽度4.0~10.0 m时,褶曲背、向斜中心对称位置巷道围岩变形量呈“分别相似”特征,煤柱宽度大于10.0 m后褶曲背、向斜中心对称位置巷道围岩变形量变化特征趋于一致。     

基于采动应力边界线的顶板巷道保护煤柱留设方法

针对平顶山一矿31010工作面回采期间顶板丁戊三乘人巷严重变形的问题,通过现场实测和数值模拟研究了巷道变形的原因及保护煤柱留设的问题。结果表明：工作面回采后,上覆顶板岩层中的应力发生改变,将应力值等于1.05倍原岩应力的点构成的曲线定义为采动应力边界线。采动应力边界线由开采煤层向上覆岩层呈外扩式发展,采动应力边界线距开采边界的水平距离随着距开采煤层高度的增大而逐渐增大,但增大趋势逐渐减小。采动应力边界线内侧岩层应力出现增压区和减压区,而外侧岩层仍处于原岩应力状态,采动应力边界线是划定工作面上覆岩层是否受工作面回采影响的边界线。目前顶板巷道保护煤柱宽度是按岩层移动角进行设计的,没有体现内部岩层移动变形及应力特征,导致顶板巷道保护煤柱宽度不合理而出现破坏,为此提出了基于采动应力边界线的顶板巷道保护煤柱宽度设计方法。按照此方法设计的平顶山一矿31010工作面顶板乘人巷保护煤柱宽度应为158 m。     

综采工作面过空巷围岩稳定性的影响因素研究

为了研究不同因素对综采工作面过空巷时围岩稳定性的影响,采用ANSYS软件建立数值模型,分析不同埋深、不同采高、不同空巷宽度下的空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱切向应力的变化规律.研究结果表明:埋深增加对空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱应力都产生不利影响;采高增大对空巷顶板沉降和煤壁位移影响较小,对煤柱内应力分布影响较大;空巷宽...     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

浅埋深综采工作面区段煤柱宽度优化研究

为了减小盘区开采区段煤柱宽度,提高盘区采出率,采用现场观测的方法,分析了原留设20 m宽区段煤柱时,经上下工作面2次回采,动压作用下巷道顶板最大位移56 mm,两帮最大移近量45 mm,为进一步减小护巷煤柱宽,在原有支护方式不变的条件下,优化确定合理煤柱宽度,采用数值计算方法,模拟不同宽度煤柱巷道变形特征,计算显示留12 m宽度煤柱巷道能够保持稳定。工程实践表明,掘进与回采期间顶板下沉量累计112 mm,两帮移近量累计106 mm,巷道变形控制在许可范围之内,煤柱也始终处于稳定,满足了安全生产要求,多采出煤炭7万t。