沿空掘巷合理煤柱宽度综合分析与确定

在总结分析经验法、理论计算法、数值模拟法、现场实测等确定煤柱宽度方法优缺点的基础上,提出了采用现场实测和数值模拟相结合的方法来确定保留煤柱宽度。根据石炭井二矿生产实际,分别对巷道开挖前后,不同煤柱宽度下围岩应力、变形进行了模拟,同时利用21053工作面异型煤柱的有利条件,对不同煤柱宽度下巷道围岩变形、支护结构受力等进行了实测。经过对监测数据的分析,得出了巷道围岩变形、支护结构受力与煤柱宽度之间的关系,结合数值模拟结果,确定了石炭井二矿煤柱宽度。     

沿空掘巷应力动态变化规律研究

针对沿空掘巷应力动态变化问题,以张双楼煤矿沿空掘巷为例,采用钻屑法得出走向方向煤层应力动态变化特征,并对变化特征进行分析。根据实测和分析得出,受到岩性、地质构造和顶板呈现的“O-X”破断影响,采空侧煤体应力峰值呈现周期性出现,周期距离等于周期来压步距;受到采空侧围岩应力状态、巷道掘进引起的应力重新分布和覆岩运动的共同作用,沿空巷道实体煤中应力变化不一,或降低或增高或转移。沿空掘巷的应力变化特征对于防冲卸压计划安排和冲击矿压防治工作具有重要指导意义。     

朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其控制研究

为了研究深井软岩巷道大变形机制及其控制对策,以淮南矿业集团朱集矿 885 m东翼轨道大巷为支护工程实践。该巷道为典型的深井高地应力软岩巷道,开挖后围岩表现出强烈非线性大变形特点,变形速率大。首先进行了围岩大变形等级识别,并基于Hoek-Brown弹塑性模型分析了巷道围岩的应力场、位移场,考虑巷道断面形状、围岩强度特征、巷道群扰动等影响,揭示了该巷道的大变形机制。针对 885 m轨道大巷提出了新支护方案,该方案尤其注重底板支护和底角抗剪支护。数值模拟和现场监测表明,该支护方案取得了良好效果,是一种有效控制深井软岩巷道大变形的支护方法。     

特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用

沿空掘巷开采技术成功的关键主要取决于采场覆岩稳定的时间和沿空掘巷的位置。采场采动岩体运动导致围岩应力重新分布,动态采场应力作用于围岩并使其状态发生灾变是发生矿山灾害的根本原因。特厚煤层分层综采巷道布置（包括内错、外错和垂直）,合理确定煤柱尺寸、巷道支护方式和参数选择能够最大可能发挥围岩的自承能力,是提高巷道稳定的重要保证。在稳定的内应力场范围内布置小煤柱护巷,能够明显提高巷道围岩稳定状态,减少巷道维护费用。通过理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对特厚煤层下分层沿空掘巷小煤柱不同巷道布置设计,通过煤柱的应力、应变和位移进行对比分析,确定特厚煤层下分层沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆岩层防控技术,并得到工程验证是正确可靠的,从而为特厚煤层小煤柱开采技术提供了重要的科学依据。     

煤矿深部巷道破裂围岩非线性大变形及支护对策研究

针对淮南矿区顾北煤矿-648 m水平南翼回风大巷围岩处于破裂状态,且表现出强烈非线性力学现象的特点,采用离散元计算软件UDEC,分析其变形破坏过程及非线性大变形机制,并在此基础上提出应用分步联合支护的技术方案进行支护,进而通过数值模拟与现场监控量测相结合的方法进行分析验证。结果表明,破裂围岩开挖后的变形破坏过程是一个渐近发展的过程,局部关键块体的垮落或滑移是导致其他部位失稳和巷道产生非线性大变形的主要原因;分步联合支护技术能实现巷道的长期稳定性,是一种有效控制深部巷道破裂围岩非线性大变形的支护型式。     

综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸确定方法

针对综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸难确定的问题，该文在分析了合理煤柱尺寸确定原则的基础上，提出了针对顺槽具体地质条件采用理论分析、数值计算和工程实践3方面综合分析确定合理小煤柱尺寸的方法。并对济宁二号煤矿2302综放锚网支护沿空顺槽煤柱尺寸进行了具体确定(3.0～4.5m)。2302综放沿空顺槽采用460m煤柱护巷的施工实践证明，煤柱尺寸的确定是合理的，为类似条件锚网支护顺槽的合理煤柱尺寸确定提供了一种新方法。     

深井综放沿空掘巷实体煤帮变形破坏机制及控制技术

东滩煤矿1306轨道顺槽掘进期间,实体煤帮出现大变形破坏,挤压鼓出严重。采用离散元数值模拟分析了深井综放沿空掘巷掘进期间基本顶断裂位置的变化及围岩应力、位移的演化规律。揭示了实体煤帮大变形破坏机制:沿空掘巷诱发围岩大结构中关键块体的回转沉降,导致基本顶断裂线向实体煤侧转移。顶板结构的变化引起实体煤侧支承压力的显著升高并产生大范围的高应力挤压区,使实体煤侧表现出大变形与强流变的破坏特征。基于对实体煤帮变形破坏机制的分析,提出高强让压长锚索联合锚网的实体煤帮控制技术。数值模拟与现场试验表明,实体煤帮采用破断力为600 kN,让压点为260~300 kN的φ22 mm×6800 mm长锚索加强支护后,水平大变形得到有效控制,实体煤帮变形量控制在300 mm内,保证了巷道在掘进期间的稳定性。     

A study of surface subsidence and coal pillar safety for strip mining in a deep mine

Some villages and bridges are located on the ground surface of the working district no. 7 in the Wanglou Coal Mine. If longwall mining is adopted, the maximum deformation of the ground surface will exceed the safety value. Strip mining is employed for the working district no. 7 which is widely used to reduce surface subsidence and the consequent damage of buildings on the ground surface. To ensure the safety of coal pillars and improve the recovery coefficient, theoretical analysis and numerical simulation (FLAC 3D) were adopted to determine the coal pillar and mining widths and to discuss the coal pillar stress distribution and surface subsidence for different mining scenarios. The results revealed that the width of coal pillars should be larger than 162 m, and the optimized mining width varies from 150 to 260 m. As the coal seam is exploited, vertical stress is mainly applied on the coal pillar, inducing stress changes on its ribs. The coefficient of mining-induced stress varies from 2.02 to 2.62 for different mining scenarios. The maximum surface subsidence and horizontal movement increase as the mining width increases. However, when the mining width increases to a certain value, increasing the pillar width cannot significantly decrease the maximum subsidence. To ensure the surface subsidence less than 500 mm, the mining width should not be larger than 200 m. Considering the recovery coefficient and safety of the coal pillar, a pillar width of 165 m is suggested.     

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法（DDARF）对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷--赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率 及裂隙减少率 两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明：采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据 及 两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为 ,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的 仍然是裂隙率最小的 的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆（索）非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。     

煤矿巷道底板冲击矿压发生的原因及控制研究

巷道底板水平应力是导致底板冲击矿压发生的主要因素,根据巷道底板冲击矿压的特点,建立了底板冲击矿压发生条件与影响因素的力学模型,初步确定了底板冲击矿压危险性系数的表达式。当底板岩层泊松比一定时,底板冲击矿压危险性系数与巷道埋深、巷道宽度的平方、水平构造应力、巨厚坚硬老顶影响系数成正比,与弹性模量、巷道底板软弱层厚度的平方成反比。通过数值模拟,发现巷道开挖后底板煤层的水平应力升高和垂直应力降低的规律,底板应力极易达到煤层破坏极限,在支护不当和外界扰动下容易发生底板冲击矿压。最后确定了底板强度弱化减冲原理,在跃进煤矿25110工作面下巷采取底板爆破卸压措施后取得了良好效果。研究成果为解决类似条件底板冲击矿压防治问题提供了理论依据和借鉴。     

古汉山矿软岩巷道地质因素分析

针对古汉山矿软岩巷道围岩变形破坏和严重底膨问题, 通过对巷道围岩进行地应力测量、物理力学性质分析测试、矿物成份分析和节理裂隙调查, 确定了底膨巷道的软岩类型, 这为解决软岩巷道的支护问题提供了基础。      

煤矿巷道内地震勘探波场特征

为了研究巷道内地震波的波场特征,识别出波场中的各种波,利用交错网格高阶有限差分正演方法模拟了煤矿巷道内点震源激发及平面波震源激发产生的弹性波场。通过波场分析得出煤矿巷道内的共炮点道集中除了有常规地面地震中的各种波外,还有在巷道内上下界面的多次反射波和多次折射转换波,是巷道内地震勘探的主要干扰波。利用平面波震源在巷道内激发产生的波场中,巷道下方的空洞在平面波震源激发的地震记录上,其多次反射绕射波互相叠合在一起,表现为“糖葫芦”状的明显异常特征。这些都为巷道内地震勘探资料处理和解释提供了重要依据。     

煤矿深井巷道掘进全过程围岩变形破坏原位测试

传统研究对于煤系地层巷道围岩的变形破坏监测均在掘进面后方进行,无法获得巷道掘进全过程的围岩变形,更缺乏对煤矿深井巷道掘进全过程中围岩变形破坏规律的认识。为此,针对济宁三号煤矿深井巷道,通过超前布置监测断面,首次获得了煤矿深井巷道掘进全过程的围岩变形破坏规律;利用考虑体积应力的改进横观各向同性应变软化模型对巷道开挖全过程的围岩变形破坏特征进行分析。研究结果表明：在济宁三号煤矿七采区巷道地质条件下,浅部围岩的累计变形量和变形速率均大于深部围岩;巷道掘进全过程中,围岩变形随掘进面的推进经历了缓慢增长、迅速增长和变形稳定3个阶段;变形稳定后围岩松动圈深度约为1.0 m;巷道两帮围岩位移与破坏深度均在控制范围内,顶底板围岩破坏相对严重,并给出了相应解决方案。研究成果可为揭示煤矿深井巷道掘进围岩的变形破坏规律以及合理确定支护方案和参数提供重要的科学依据。     

深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出机制探讨

为深入探讨硬煤的煤与瓦斯突出机制,对深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出的相关理论和模型试验进行研究。根据断裂力学、岩石力学及煤与瓦斯突出有关理论,提出深部开采过程中硬煤掘进工作面薄板理论假设,并将该理论应用于深部硬煤掘进工作面煤与瓦斯突出模拟试验研究。对硬煤掘进工作面薄板理论分析,认为工作面尺寸、煤的弹性模量、围岩侧压系数、瓦斯压力等因素对硬煤掘进工作面突出具有较大影响。试验结果表明,在围岩应力、煤的坚固性系数较大的情况下,硬煤突出临界条件主要受围岩应力、煤的弹性模量、围岩侧压系数及工作面尺寸等因素影响,而受瓦斯压力影响相对较小;在围岩应力、试样的坚固性系数较大且煤的弹性模量和侧压系数稳定不变的情况下,发生突出的临界轴向应力随模拟工作面尺寸增大而近似呈线性减小。试验结论基本符合本硬煤突出薄板模型理论公式,在一定程度上验证了硬煤掘进工作面煤薄板模型理论及硬煤掘进工作面突出机制假设。     

综放面合理护巷煤柱宽度确定与回采巷道支护方案设计

基于阳湾沟煤矿地质资料,应用极限平衡理论计算得到合理的煤柱尺寸为25m;采用FLAC3D数值模拟分析了不同宽度护巷煤柱的垂直应力和弹塑性区分布规律,得到合理的煤柱尺寸为25～30m;最终确定阳湾沟煤矿合理护巷煤柱宽度不小于25m。针对回风顺槽顶板不同的围岩状态,设计了支护方案,通过数值模拟得到不同支护条件下的围岩应力状态和位移分布,结果表明,支护方案是合理的,能够有效的控制围岩的变形与破坏。     

煤矿下山巷道爆破掘进技术试验研究

为解决煤矿下山巷道爆破掘进中普遍存在的循环进尺小、炮眼利用率低、爆后矸石堆积迎头、留底严重等问题,基于“裂槽、抛碴”思想,有机结合直眼和斜眼掏槽的各自优点,设计了含抛碴眼的楔形掏槽方式这一新型掏槽结构。在华恒矿-1 000水平副暗斜井,通过改变掏槽眼的布置位置和起爆顺序、设置抛碴辅助眼等措施,结合弧形和直线形组成的混合型辅助眼布置方式,制定出3种下山巷道爆破掘进技术方案并进行现场试验。通过掘进进尺、残眼深度、巷道成型、抛碴距离、矸石块度、矸石高度等指标,评价设计方案,最终优选出一种综合指标最好的爆破方案。该矿采用此技术,月进尺提高了40%以上,验证了该技术在下山巷道爆破掘进中的有效性。     

基于室内试验的条带煤柱稳定性研究

对建新矿13煤进行了室内力学性质研究,研究了煤岩的尺寸效应,得到了建新矿13煤煤岩体单轴抗压强度为 6.928 MPa;进行三轴压缩试验确定该层煤符合摩尔-库仑弹塑性力学模型。以试验研究结果为基础,结合建新矿的实际情况,在选定采出条带宽度25 m时,应用FLAC3D对条带开采进行煤柱应力和地表最大下沉分析,并研究煤柱稳定性。结果表明选择20 m宽度的煤柱时,可以保持煤柱稳定性。基于室内煤岩试验研究的结果,采用数值模拟的方法,通过多方案条带开采研究煤柱安全性,在减小煤柱尺寸的同时,确保煤柱安全稳定,避免仅仅使用经验公式计算带来的盲目性。     

厚煤层综放双巷工作面巷间煤柱尺寸研究

为解决厚煤层综放双巷布置工作面巷间煤柱的留设问题,以某矿四盘区4301工作面运输顺槽与辅助运输顺槽之间的煤柱为工程背景,首先对巷间煤柱进行理论分析:一次采动影响后将巷间煤柱沿倾向划分为采动影响区、相对稳定区和锚杆支护区,应用极限平衡理论分析得出了一次采动影响区的宽度为2.82 m,进而得出巷间煤柱的宽度为7.83 m。其次,应用数值模拟的方法系统地分析了宽度分别为4、6、8、10、12、15、20 m时,在两次采动影响下巷间煤柱的应力演化、破坏、巷道围岩变形规律;一次采动影响后,随着煤柱宽度增大,髙应力由实体煤向煤柱内转移;给出了最大临界尺寸、最小临界尺寸的定义,并指出巷间窄煤柱宽度应小于最大临界尺寸。综合分析数值模拟研究结果,同时结合理论分析结果及煤柱留设原则,最终确定巷间煤柱宽度为8 m。最后,通过现场工程实践验证了所确定的巷间煤柱宽度的合理性。研究结果对类似条件下综放双巷布置工作面巷间煤柱宽度的确定具有参考意义。     

孙村煤矿深部区的三维地震勘探

针对新汶矿业集团孙村煤矿深部三维地震勘探区目的层埋藏深、地表条件复杂、钻孔资料少的特点,阐述了野外数据采集、资料处理和资料解释过程中所采用的主要技术措施及取得的地质效果。经矿井生产实际验证,三维地震资料的精度较高。     

基于巨厚岩层-煤柱协同变形的煤柱稳定性

采前煤柱稳定性研究是工作面冲击危险性评估和开采方案设计的关键。以山东某矿深井巨厚砾岩条件工作面开采遗留煤柱为背景,采用案例调研、理论分析、数值模拟和工程实践等方法,对巨厚岩层-煤柱协同变形机制及其煤柱稳定性进行了研究,建立了巨厚岩层-煤柱协同变形的简化力学模型,探讨了引起煤柱变形的主要应力来源和变形形式,推导了在协同变形条件下煤柱的应力-应变关系。以此为基础,综合煤柱煤体应力、围岩稳定性和变形特征等条件,提出了煤柱整体失稳的力学判据。研究结果表明：巨厚岩层-煤柱失稳诱发冲击与煤柱的位置、尺寸和上覆岩层运动或变形关系密切,上覆岩层运动或变形是诱发煤柱失稳的动力因素;巨厚岩层-煤柱的变形主要包括受集中力F压迫的协同挠曲压缩变形和受集中力G作用的重力沉降变形,二者保持内在协调性;巨厚岩层下煤柱整体失稳的工程判据为煤柱煤体平均支承应力p超过其平均极限支承强度Rc（p≥Rc）;评估得到遗留的50 m煤柱具有强冲击危险性,并通过优化开采设计,取得了良好的效果。该研究成果对相似条件煤柱留设及其稳定性分析具有参考意义。