特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

非均质岩石损伤效应下沿空留巷煤柱宽度研究

目前对沿空留巷煤柱宽度留设的研究集中在煤柱强度、煤柱载荷与煤柱稳定性方面,很少考虑岩石非均质性及损伤效应对煤柱留设宽度的影响。以乌兰木伦煤矿四盘区12煤沿空留巷为工程背景,在考虑岩石非均质性-损伤效应基础上,综合运用理论分析、数值计算、现场实测等方法,研究了煤柱留设宽度。研究结果表明:岩石非均质性-损伤效应模型可较好地反映岩石破裂特征,即在弹性阶段仅有少量颗粒发生破坏,在塑性阶段裂隙开始发育并出现贯通现象,在破坏阶段形成沿对角线方向的宏观剪切裂纹;随着煤柱宽度增大,巷道整体变形量先减小后增大,在煤柱宽度为6m时发生突变,煤柱周围损伤区域范围及损伤程度不断减小;采动侧巷帮变形量大于非采动侧,但随煤柱宽度改变的变化量较非采动侧小,采空区侧围岩损伤分布大于实体煤侧;根据理论分析、数值计算确定沿空留巷煤柱宽度为5m并应用于工程现场,工作面前方巷道整体变形量不大,工作面后方60m后顶板覆岩移动变形基本稳定,验证了沿空留巷煤柱宽度留设的合理性。     

煤柱应力区的巷道破坏特征及控制技术研究

在连续煤层开采过程中,上部采空区残余煤柱常导致下伏长壁开采工作面产生强应力,应力积累会造成回采巷道严重破坏变形。为此,以隆泰煤矿巷道的应力破坏变形过程为例进行了研究,分析了采矿巷道围岩的破坏变形过程,运用FLAC3D模拟了应力分布特征以及巷道周围垂直应力和破坏带的演化过程。结果表明,支护煤柱以下工作阻力普遍较高,平均值为9726.6kN,采空区以下普遍较低,平均值为7 655.5 k N;受影响,回采巷道在距工作面30 m以外变形破坏程度相对中等,在距9+10号工作面30 m以内变形破坏程度相对严重;基于残留煤柱集中应力分布特征,采用水力压裂控制其力学特性,改善了回采巷道应力环境。     

开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响分析

目前大多煤矿根据平均开采厚度来确定煤柱宽度,进而指导沿空掘巷,然而煤层在形成过程中受各种因素影响,存在同一煤层厚度变化较大的情况。针对综放工作面煤层开采厚度变化大,导致沿空掘巷围岩变形差异大及破坏机理复杂等问题,采用FLAC 3D软件建立巷道模型,分析平均开采厚度下的围岩变形和破坏规律,并确定合理的煤柱宽度:平均开采厚度为18 m时,在实体煤帮侧,煤体内支承压力峰值与煤柱宽度呈正相关,且煤柱宽度大于8 m后,支承压力增长幅度变缓,因此合理的煤柱宽度应为8 m。在煤柱宽度确定的情况下,研究开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响,结果表明:煤柱宽度为8 m时,随着开采厚度的增加,顶板剪破坏面积增大,覆岩变形范围与顶板下沉量增大,但两帮剪破坏面积和两帮移近量减小;当煤层开采厚度小于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈负相关;当煤层开采厚度大于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈正相关,但增长幅度较小。根据数值模拟结果得出结论:开采厚度的增大对沿空巷道两帮的围岩控制有一定益处,但对顶板维护不利,对开采厚度较大的部位应及时补加锚杆进行强化支护。现场实际应用验证了本文研究的可靠性和有效性。     

高应力区巷道支护结构采动破坏特征研究

高应力区巷道围岩裂隙发育,支护结构更易受采动影响而失稳破坏,而目前对巷道支护结构在采动过程中破坏演化特征的研究鲜有报道。针对双柳煤矿3316工作面地质特征,采用井下动态载荷实测、原位探测、数值模拟等方法,对3316抽采巷支护结构受采动影响破坏动态演化特征进行研究。结果表明:(1)采动对高应力区巷道支护结构动态载荷影响明显,采动影响增强系数达2.1～5.8,致使部分锚杆(索)达到屈服极限甚至发生破断,巷道围岩有失稳破坏风险。(2)采动应力增大引起围岩内部次生裂隙扩展,集中在0～2.44m范围内,围岩裂隙受采动影响系数为1.92～2.54,围岩黏聚力减小,加速支护结构破坏,导致巷道变形加剧。(3)采动对支护结构破坏影响具有显著的时效特性,工作面超过测点10～70m处支护结构受力受采动影响最明显,且两帮支护结构受力具有非对称性。通过优化锚杆强度、锚索直径及间排距等关键支护参数,可有效提高支护强度,巷道顶板变形量为146mm,较优化前减少了71.7%,实现了巷道围岩稳定控制。     

动压高帮回采巷道围岩稳定性控制研究

动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。     

高应力软岩巷道大变形机理及返修支护技术研究

针对高应力软岩巷道围岩破坏及持续变形,已发生大变形巷道如何科学合理返修支护等问题,以白皎煤矿+300水平4号石门运输大巷为例,根据巷道围岩钻孔窥视、围岩力学状况及支护技术综合分析了巷道围岩变形破坏特征,指出构造应力突出、巷道围岩岩性软弱、巷道集中布置、巷道围岩支护强度低、支护材料不匹配、施工质量不达标等是导致巷道持续变形的原因。指出对于已发生离层、破坏的巷道破碎围岩,仅采用锚杆、锚索补强支护时,围岩中不连续变形的存在会导致巷道围岩结构整体稳定性不足,无法有效抵抗应力的持续挤压作用,巷道易发生持续变形,需进行注浆加固将围岩中不连续变形产生的裂隙进行充填,进而通过锚杆、锚索进行支护。在此基础上,提出了"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"的巷道返修支护方案,即首先通过注浆加固将围岩裂隙及不连续结构面进行及时加固,进而通过强力锚杆、锚索支护对围岩进行支护,在围岩中形成承载结构,通过表面喷浆封闭围岩,阻止围岩风化,提高表面围岩稳定性。数值模拟和现场试验结果表明,采用"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"后,顶底板最大移近量为109mm,两帮最大移近量为212mm,能有效控制巷道围岩变形。     

淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏机制与控制技术

针对华亿五一煤业淋涌水型煤泥岩顶板巷道变形破坏问题,以该煤矿11101工作面运输巷为例,采用现场观测与室内试验方法,对巷道破坏特征及机制展开了研究。结果表明:11101工作面运输巷煤泥岩顶板下沉变形显著,最大下沉量达700mm,锚杆索和工字钢支架损坏现象严重;顶板泥岩含有大量高岭石和蒙脱石成分,遇水易发生泥化、软化和膨胀变形;巷道破坏失稳是围岩强度低、泥岩遇水易泥化、未采取防水措施、支护方式不合理等因素综合作用的结果。提出了顶板全锚索支护+防水型锚固剂+泄水孔排水的淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏控制措施,并应用于11101工作面回风巷。实践表明,回风巷掘出约30d后,巷道变形趋于平稳,顶板最大下沉量约为112mm,巷道断面满足生产需求。     

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC~(3D)数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6～12m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200mm,两帮最大移近量约为130mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。     

近距离煤层群回采巷道的支护设计

为解决近距离煤层群在实际开采中因煤层间距过小极易导致应力集中而加剧巷道变形破坏的问题,在对2-2#煤层基本地质条件和巷道布置分析的基础上,通过调查研究掌握该工作面巷道的实际情况,并根据煤层间距为小于1m、1～3 m和大于3 m这3种情况划分支护标准,最后监测支护后的工作面顶板下沉量和两帮移近量的数据,验证支护效果。     

倾斜煤层水力冲孔有效影响半径数值模拟研究

针对目前水力冲孔技术研究较少考虑倾斜煤层水力冲孔卸压范围随方向变化的特点及煤层倾角对水力冲孔卸压有效半径影响的问题,以某煤矿3号煤层为研究对象,利用多物理场耦合数值模拟软件COMSOL Multiphysics对倾斜煤层水力冲孔有效影响半径进行了数值模拟,研究了不同方向上的钻孔有效抽采半径。数值模拟结果表明:在冲孔作用下,抽采影响范围随抽采时间的增加而不断扩大,但扩展速度随时间下降;在冲孔卸压作用下,煤层渗透性大大增加,钻孔周边影响范围呈近似椭圆形分布;连续抽采90 d后,上部方向的影响半径为6 m左右,下部方向的影响半径为4 m左右,水平方向的影响半径为5 m左右;为了确保抽采达标,该煤层水力冲孔钻场横向钻孔布置间距设定为3.5 m左右,纵向钻孔布置间距为4.0 m左右。该研究结果对于优化水力冲孔工艺参数、指导抽采钻孔的准确布置、提升矿井的瓦斯治理效果具有重要的现实意义。     

矿井巷道ZigBee无线传输特性研究

在地下平直巷道内模拟井下环境,对矿井ZigBee无线传输特性进行了实验研究。首先选用路径损耗系数模型作为矿井巷道无线传输模型,然后采用两个GAINZ节点分别测试了不同距离下接收信号强度指示的波动性及其受障碍物的影响特性、节点间距不同时的收包率、节点间距不同时的接收信号强度指示值。由测试结果分析得,在平直巷道内,所选取的路径损耗系数模型是可行、准确的,即可用接收信号强度指示来进行测距及定位;平直巷道内的节点间距为30~40 m时,通信是可靠的;路径损耗系数模型在实际矿井巷道内应用时需重新设置参数。     

基于元胞自动机的地下水突出与漫延仿真方法

提出了基于元胞自动机模型的地下矿水灾发生时水灾在巷道网络系统中蔓延的可视化仿真方法。在该方法中，用元胞自动机模型描述地下矿巷道网络系统，用元胞来描述突水漫延能量单元，该单元用突水漫延速度和含水量等状态参数来描述。在仿真过程中，可以获得大量关于水灾蔓延、灾害动态、灾害严重程度的量化指标及其可行的调控方法。该方法将时间、空间和系统行为有机地结合起来，在形象、直观、真实的条件下完成水灾在巷道系统中蔓延的仿真。     

超长工作面顺槽保护煤柱合理尺寸的确定

针对神华集团海渤湾矿业有限责任公司路天矿300 m综采放顶煤工作面的生产试验,应用FLAC3D来确定顺槽煤柱在受到采动影响时的合理尺寸,通过建立模型模拟计算得出结论:随着工作面的加长,周期来压缓和,在一定程度上减小了对顺槽煤柱的影响;距工作面后方100~110 m处对煤柱的影响范围最大,侧向明显影响范围可达10 m左右,塑性破坏深度为7 m;由于保护煤柱还要受下一工作面回采时的影响,在相同地质条件下浅埋深超长工作面的保护煤柱确定为15 m。     

A Monte Carlo simulation approach for effective assessment of flyrock based on intelligent system of neural network

One of the undesirable phenomena in the surface mines, which results in various hazards for human and facilities, is flyrock. It seems that the careful study of the subject and its effects on the environment can affect the control of flyrock hazards in the studied area. Therefore, the use of intelligent models and methods which are capable of predicting and simulating the risk of flyrock can be considered as an appropriate solution in this regard. The current research was conducted using nonlinear models and Monte Carlo (MC) simulation. The data used in this study consist of 260 samples of rock thrown from a mine in Malaysia. The parameters used in these models include hole’s diameter (D), hole’s depth (HD), burden to spacing (BS), stemming (ST), maximum charge per delay (MC), and powder factor (PF). At first, multiple regression analysis (MRA) and artificial neural network (ANN) models were used in order to develop a non-linear relationship between dependent and independent parameters. The ANN model was an appropriate predictor of flyrock in the mine. Then using the best implemented model of ANN, the flyrock environmental phenomenon was simulated using MC technique. MC simulation showed a proper level of accuracy of flyrock ranges in the mine. Using this simulation, it can be concluded with 90% accuracy that the Flyrock phenomenon does not exceed 331 m. Under these conditions, this simulation can be used for various areas requiring risk assessment. Finally, a sensitive analysis was carried out on data. This analysis showed MC has the greatest effect on flyrock.     

张双楼煤矿应力集中区冲击地压灾害防控实践

目前的爆破卸压防治措施仅针对煤层顶板,对顶板-煤体-底板三协同爆破卸压治理研究较少,特别对坚硬厚层砂岩顶板覆层区域的冲击灾害防治研究更少。针对上述问题,以江苏徐矿能源股份有限公司张双楼煤矿74101工作面为工程背景,从开采布局、煤岩冲击倾向性、砂岩覆层区应力集中程度方面分析了其冲击灾害诱发因素,揭示了煤岩体突然失稳破坏诱发冲击灾害的原因,认为顶板砂岩覆层异常、断层地质构造、底板坚硬细砂岩等地质条件造成局部高应力集中是诱发冲击灾害的主要原因。采用矿震震动波CT反演技术精准探测得到74101工作面强冲击危险区:运输巷侧沿巷道75 m,延伸工作面60 m椭圆形区域;轨道巷侧沿巷道60 m,延伸工作面80 m椭圆形区域。针对划分的高应力集中区,提出了精准的“顶板-煤体-底板”一体化爆破卸压技术,对74101工作面冲击危险区域进行卸压防冲,并采用微震监测手段及现场观测对卸压防冲效果进行评价。结果表明:爆破卸压后,74101工作面厚硬砂岩覆层区矿震日累计能量由1.57×104 J降低至104 J以下,震动频次降低50%,矿震活动呈现低能量、低频次的特征,冲击危险性显著降低,验证了一体化爆破卸压技术适用于张双楼煤矿厚硬砂岩覆层区冲击动力灾害防治。     

船舶高能搁浅外部动力学的数值仿真研究

基于Simonsen的假设,提出了船舶高能搁浅外部动力学的简化计算公式,并对船舶高能搁浅外部动力学过程进行了数值仿真研究。研究表明,在船舶高能搁浅动力学过程中,有相当部分的初动能转化为旋转形式的动能,包括纵摇、横摇和艏摇;不同于某些船舶碰撞问题,摩擦的影响不能忽略不计;对于船艏高能搁浅的情况,损伤路径会向船体外侧偏离,船舶与礁石之间的接触由剧烈的冲击逐渐过度到侧向挤压和滑动摩擦;相比于简化解析法,数值仿真法可以得到详细的动力学时历结果以及船体结构损伤变形图。     

An equivalent method for blasting vibration simulation

Due to the complicated blasting load, the diversified medium models and various constitutive relations of the rock mass, and a huge job for simulating blasting of multiple holes, it is very difficult and costly to simulate the blasting vibration accurately in numerical computation. This paper presents an equivalent simulation method so as to transform this complex dynamic problem into an approximate initial-boundary problem. The equivalent elastic boundary applied by the blasting load was developed for multiple holes according to the spatial distribution of rock damage around each blasthole. The equivalent mechanics process of the complex blasting load was performed through analysis of the expansion of the borehole volume, the growth of cracks, the movement of stemming and the outburst of detonation gases. In combination with the blasting excavation of the tailrace tunnel in the Pubugou Hydropower Station, particle vibration velocities in the surrounding rock at different distances from the explosion source were simulated by applying this equivalent method based on the dynamic finite element method. The comparison with field monitoring data indicates that this equivalent simulation method is applicable to predicting the far-field dynamic response of the ground subjected to blasting load, and the selection of rock mass properties near the equivalent elastic boundary has a significant impact on simulation results.     

Back analysis of rock mass parameters and initial stress for the Longtan tunnel in China

The Longtan tunnel is one key tunnel along the Hurong (Shanghai–Chengdu) national roadway in the Hubei province of China. This tunnel is a typical long and deep tunnel, with a length of approximately 8700 m and a depth of approximately 500 m. Because of the complicated geological conditions and high initial stress, to compute the stability of the surrounding rock, it is very important to back analyze the material parameters and initial stress from the measured displacements. Based on a novel evolutionary neural network proposed by the author, a new back analysis method is proposed that can be used to simultaneously determine the material parameters and the initial stress. Using this new back analysis method, some typical monitoring sections of the Longtan tunnel are computed. From numerical computations using the back analysis results, it is found that the stability of the tunnel is consistent with engineering practice and that the initial stresses determined from the back analysis coincide very well with the measured values. Therefore, using the proposed back analysis method, the relevant parameters for the entire tunnel can be conveniently obtained.     

隧道洞口上方危岩崩塌块石运动规律及其对隧道的危害

为揭示危岩崩塌块石的运动规律及其对下方隧道洞口的危害,以都香高速昭通段乐红隧道洞口高陡边坡危岩区崩塌体为研究对象,运用理论计算与Rockfall数值计算2种形式对危岩区崩塌体失稳后块石的运动特征进行预测,运用Abaqus有限元软件模拟不同初速度、不同冲击落点下块石冲击隧道结构的动力响应,揭示不同因素对块石冲击隧道结构的...