沿空动压巷道围岩应力分布规律
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深部沿空留巷围岩控制模型研究【摘要】本文通过对旗山煤矿94103沿空留巷巷道围岩变形规律的研究与分析,建立了深部沿空留巷围岩控制模型。
并在此基础上对巷旁支护阻力、支护体控顶高度以及支护体的可缩量等参数进行力学计算。
【关键词】深部;沿空留巷;围岩控制深部沿空留巷围岩应力分布规律不同于浅部普通回采巷道,随着巷道埋深加大,巷道维护不断增加,有必要对巷道围岩变形机理展开详细研究,从理论上对深部沿空留巷顺利实施提供指导。
本文首先研究沿空留巷上覆岩层活动规律,在此基础上建立深部沿空留巷力学模型,对巷旁支护阻力、支护体控顶高度以及支护体的可缩量等参数进行力学计算。
1 沿空留巷顶板垮落形式和围岩活动规律上覆岩层的活动是引发沿空留巷巷道压力和变形剧烈增加的主要原因,研究沿空留巷首先就应该对工作面顶板岩层活动规律有所认识。
旗山煤矿94103工作面顶板岩层的活动规律特别是侧向板块的结构及运动规律,对工作面沿空留巷巷道的围岩变形具有显著影响。
1.1 顶板岩层的垮落形式研究表明,随着回采工作面的推进,工作面后方沿空留巷的顶板运动,按时间可划分为三个时期,即前期活动、过渡期活动和后期活动。
顶板前期活动期留巷顶板由于直接顶垮落及老顶下沉的带动,其变形形式主要以旋转变形为主。
顶板过渡活动期变形仍以旋转变形为主,但变形速度快,变形量大。
顶板后期活动期。
顶板运动特征以旋转下沉为主,但下沉速度较小。
1.2 沿空留巷围岩活动规律沿空留巷经历一次采动和二次采动采空区顶板岩层剧烈活动的影响,矿压显现十分强烈,顶底板移近量和两帮移近量都很大。
沿空留巷从开掘至报废整个生命周期内围岩变形经历以下五个阶段:1)在煤体内掘巷,由于应力重新分布引起围岩向巷道空间移动。
2)掘巷引起的应力调整稳定后,围岩变形还会随时间持续而增长,变形速度缓慢。
3)巷道受工作面采动影响后,随着回采引起的支承压力的增加,巷道围岩应力再次重新分布,围岩变形急剧增大。
4)随着回采工作面的推进,采空区上覆裂隙带岩层沉降趋向稳定,煤帮侧支承压力逐渐减小,沿空留巷的围岩变形显著下降并趋于稳定。
矿山压力与控制复习题铅直应力公式:δ=γh一填空1.按照岩石的力学强度和坚实性,常把矿山岩石分为__坚硬岩石_和 __松软岩石______。
2.根据成因不同,岩石的种类可以分为岩浆岩、沉积岩和变质岩。
3.原岩应力场的形成主要是由自重应力和构造应力等因素引起的。
4.岩石发生破坏的基本形式有两种,分为屈服、断裂。
5.通常把采场顶板分为三松软顶板,下硬上软顶板和下软上硬顶板三类。
6.对老顶来压预报一开始是根据观测老顶的三量来预报老顶来压的,所指的三量为工作面顶板移近量、支架载荷量和支柱下缩量。
7.常见的顶板事故可以分为局部冒顶事故和大面积切顶垮面事故两类。
8.通常情况下,老顶周期来压步距为初次来压步距的_三分之一__。
9.冲击地压成因机理的理论判据:能量理论刚度理论冲击倾向性理论10.常用的液压支架形式有:支撑式支架、支撑掩护式支架和掩护式支架三种。
11.根据采煤工作面上覆岩层移动发展的程度,可以将上覆岩层划分为三个带,分别是冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。
12.工作面支柱插入底板的破坏形式有三种:整体剪切、局部剪切和其他剪切13.根据岩石试样含水状态不同,可分为:天然密度,饱和密度和干密度。
14.矿山充填分为:水力充填、干式充填、胶接充填15.支柱的工作特性类型:①急增阻式②微增阻式③恒阻式15.直接顶的完整程度取决于岩层本身的力学性质,直接顶岩层内由各种原因造成的层理和裂隙的发育程度。
16.蠕变变形曲线可分为稳定蠕变和不稳定蠕变两类。
17.采区巷道的主要支护形式有基本支护,加强支护,巷旁支护和巷道围岩加固。
18.根据破断的程度,回采工作面上覆岩层可分为冒落带和裂隙带。
19.节理裂隙分为原生裂隙,构造裂隙,压裂裂隙。
20.动压现象的一般成因和机理,可归纳为三种形式,即冲击矿压,顶板大面积来压和煤与瓦斯突出。
21.顶板下沉量是指活柱下缩量、顶梁的压缩量及支柱插入顶、底板量的总和。
二、名词解释1、岩体:含结构面的原生地质体。
浅谈沿空留巷围岩矿压显现规律摘要:介绍了沿空留巷围岩应力分布及顶板运动特性,提出了沿空留巷的设计机理与方法。
在城山矿现场观测的基础上,详细分析了造成沿空留巷石墙侧及实体煤顶板变形总量及速度不同步,峰值差异大的原因,并指出了沿空留巷围岩变形控制关键技术是控制石墙支护与实体煤支护的强度与刚度的匹配,并与顶板、实体煤形成共同承载体系,以充分发挥围岩自承能力。
关键词:沿空留巷围岩控制覆岩运动矿压显现支护刚度1概述沿空留巷是一种无煤柱护巷方式,通过沿着上一工作面采空区内保留下来的运输巷道,作为下一工作面回风巷道,处于采空区和煤层交界区域。
该巷道要经过两次回采作业的影响,围岩内部应力应变关系及围岩与支架相互作用关系十分复杂〔1〕。
沿空留巷技术,对于提高煤炭回收率、降低巷道开掘率及防控由煤柱引起的顶板事故、冲击地压问题等有显著的效果。
沿空留巷井下实施过程中存在着巷旁充填问题和安全等问题,特别是顶板、通风、瓦斯、火灾、围岩变形等,大大影响和限制了沿空留巷技术。
沿空留巷技术的关键性问题就是沿空留巷围岩变形规律及围岩与支架共同作用机理〔2〕。
2 沿空留巷围岩应力分布特性研究证明,上区段采场老顶触矸稳定后,沿空巷道未开挖前的围岩应力分布如图1所示〔1〕。
在煤体上方应力分布与底板应力分布组成了“应力双峰”,即存在两个应力高峰,一个为kγh区,位于采场老顶在煤体内断裂的部位,另一个为k1γh区,位于采场老顶在采场采空区触矸的部位。
煤体上方应力分布按应力值相对大小可以分为3个区即应力集中区、应力低值区和应力正常区。
随着工-作面推进留设供下工作面用的回采巷道,围岩承受的压力及其破坏发展过程,包括两个阶段〔3〕:(1)在采动支承压力作用下破坏发展阶段。
该阶段巷道围岩(煤壁)承受的压力将是上覆岩层自重及采场推进悬露的上覆岩层重力的总和。
巷道围岩(煤壁)的变形破坏将经历支承压力高峰向煤层深部转移的全过程。
(2)在内应力场上覆岩层运动压力作用下破坏的发展阶段。
2煤矿支护2021年第1期天球振华杯参评论文深都太攸角沿空掘本®岩稔定控喇敘术氙裘用邹永德1王猛2(1 —徐州矿务集团有限公司,江苏徐州221018; 2—河南理工大学,河南焦作454003)摘要深部巷道经历上区段工作面回采动压影响,煤岩体塑性破坏范围扩大且长 时间流变,导致后期沿空掘巷短时间内无法保持稳定状态,且沿空掘巷受到本区段 工作面动压的影响,其破坏规律异常复杂,造成巷道反复受载、变形严重,难以保 证矿丼正常的安全生产。
本文通过深部大倾角沿空掘巷围岩稳定性分析,研究沿空 掘巷围岩应力分布规律,提出了深部大倾角沿空掘巷的围岩稳定控制技术,通过现 场应用表明,巷道围岩得到有效控制,取得了较理想的应用效果。
关键词大倾角;沿空掘巷;破坏机理;矿压观测1引言进人深部后,张双楼煤矿所采7、9煤 均为大倾角煤层。
回采巷道多采用留窄煤柱 沿空掘巷布置方式,由于受深部高应力及其 他复杂地质构造影响,巷道经历上区段工作 面回采动压影响过程期间,煤岩体塑性破坏 范围扩大且长时间流变导致后期沿空掘巷短 时间内无法保持稳定状态,且沿空掘巷受到 本区段工作面动压的影响,其破坏规律异常 复杂,造成巷道反复受载,经常性出现冒顶、片帮、底鼓等现象,破坏严重,返修任 务严重需要多次维护与加固,维护工作量和 支护成本大增,对矿山的安全高效开采产生 了严重影响。
因此,亟需研究科学合理的深 部大倾角沿空掘巷围岩稳定控制技术,以提 高围岩控制效果,保证矿井安全生产。
2围岩稳定性分析2.1 沿空掘巷围岩上覆岩体破断结构深部大倾角沿空掘巷上覆岩体通过巷道 直接顶与巷道发生作用,当上区段工作面的煤层采出后,上覆岩体的垮落特征、垮落后的赋存状态在一定程度上取决于基本顶岩层的断裂特征及其垮落后的赋存状态。
上区段工作面回采造成深部大倾角沿空掘巷上覆岩体断裂具有如图1所示的几个过程。
图1深部大倾角沿空掘巷上覆岩体结构① 工作面支架推过后,随着上区段煤层 的采出,直接顶岩层随之发生不规则或规则的垮落下沉,最终与其上位的基本顶岩层发生离层。
小保当煤矿强动压巷道破坏机理与围岩控制研究摘要:强动压条件影响下沿空巷道围岩稳定性控制问题一直是制约煤矿高产高效的难题,本文结合小保当煤矿现场工程地质条件,运用理论分析、数值计算以及现场矿压数据观测相结合的方法,对强动压巷道围岩破坏机理及控制技术展开研究。
结果表明:(1)通过分析巷道强动压显现以及变形破坏特征,认为煤柱帮出现大变形主要由于经历了两次采动压力影响,顶板破断结构产生破坏叠加效应,顶板来压剧烈,从而导致帮部煤体性质差,以及支护结构锚固生根点未处于稳定煤体;(2)数值模拟结果表明:两次采动过程中巷道受非对称性压力作用,两次动压影响条件下工作面在走向方向上基本顶的破断引起超前段矿压显现剧烈,由于回风巷与工作面相邻,形成较为明显的偏向于煤柱一侧的应力分布特征;(3)提出了强动压条件下煤柱帮大位移限制补强控制技术以及竖向桁架锚索强化技术,通过煤帮深部稳定围岩的小变形控制巷道外部的大变形,解决强动压条件下大变形沿空巷道帮部变形;(4)提出了巷道补强支护方案,将方案应用于现场实践后,煤柱帮侧变形破坏得到有效控制,未再出现整体倾斜性变形,巷道断面满足工作面推进要求,工程实践取得了成功。
关键词:强动压显现;破坏机理;采动应力;支护结构;围岩控制中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:Research on failure mechanism and surrounding rock control of strong dynamic pressure roadway in Xiaobaodang coal mineCHEN Zhen1, LI Pan1, SI Jianfeng1(1.Shaanxi Xiaobaodang Mining Co., Ltd., Yulin 719000, China)Abstract:The surrounding rock stability control of gob side entry under the influence of strong dynamic pressure has always been a problem restricting the high yield and high efficiency of coal mine. Combined with the engineering geological conditions of xiaobaodang coal mine, this paper studies thesurrounding rock failure mechanism and control technology of strong dynamic pressure roadway by using the methods of theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results show that: (1) through theanalysis of strong dynamic pressure behavior and deformation and failure characteristics of roadway, it is considered that the large deformation of coal pillar is mainly due to the influence of twice mining pressure, the damage superposition effect of roof fracture structure, and the severe roof pressure, which leads to the poor quality of coal body in the wall, and the anchor rooting point of support structure is not in the stable coal body; (2) The numerical simulation results show that: in the process of two mining, the roadway is under the action of asymmetric pressure, and the strike of the working face isbasically broken during two mining, which controls the mine pressure behavior in the super front section, and the roadway is close to the working face, showing obvious stress distribution characteristics of the side of the coal pillar; (3) The large displacement limit Reinforcement Control Technology of coal pillarside under strong dynamic pressure and the vertical truss anchor cable reinforcement technology are proposed. The large deformation outside the roadway is controlled by the small deformation of the deep stable surrounding rock ofthe coal side, and the deformation of the gob side roadway with largedeformation under strong dynamic pressure is solved; (4) The roadwayreinforcement support scheme is put forward. After the scheme is applied to the field practice, the roadway deformation is obviously controlled, and the overall inclined deformation does not appear again. The roadway section meets the requirements of working face advancement, and the engineering practice is successful.Key words:Strong dynamic pressure behavior;Failure mechanism;Mining stress; Supporting structure;Surrounding rock control1 引言我国煤矿每年井工开采需要大量的巷道为工作面服务,其中百分之七十以上是动压巷道[1]。
收稿日期:2021?02?09基金项目:甘肃省青年科技计划项目(18JR3RM240);甘肃省高等学校创新能力提升项目(2019B-154);甘肃省安全生产科技项目(GAJ00011);中国煤炭工业协会科学技术研究指导性计划项目(MTKJ2018-279);陇东学院青年科技创新项目(XYZK1610)作者简介:丁永红(1973-),男,甘肃白银人,工程师,从事煤矿安全生产管理工作。
doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2021.04.005沿空掘巷围岩稳定性控制方案丁永红1,高宏杰1,邵嗣华1,孙志猛1,刘建刚1,李 明1,张 磊1,张巨峰2(1.甘肃靖远煤电股份有限公司红会第一煤矿,甘肃白银 730913;2.陇东学院能源工程学院,甘肃庆阳 745000)摘 要:为了提高煤炭回采率,甘肃靖远矿区红会一矿1715运输巷道采用沿空掘巷与1713采空区留设窄小煤柱的方式护巷掘进,但是,巷道掘进过程中围岩稳定性控制问题凸显。
针对1715运输巷道沿空掘巷留设窄小煤柱围岩稳定性难以控制的问题,根据自然平衡拱理论,计算了巷道两帮及顶板的破坏深度,并以此为基础,结合悬吊理论,设计出了巷道锚杆锚索支护参数,提出了切顶卸压和巷道锚杆锚索联合加固的围岩稳定性控制技术方案,为沿空掘巷窄小煤柱围岩稳定性控制提供了参考。
关键词:沿空掘巷;围岩;稳定性;控制方案中图分类号:TD353 文献标识码:A 文章编号:1005?2798(2021)04?0016?04ControlSchemeforSurroundingRockStabilityofRoadwayDrivingalongGoafDINGYong?hong1,GAOHong?jie1,SHAOSi?hua1,SUNZhi?meng1,LIUJiangang1,ZHANGLei1,ZHANGJu?feng2(1.TheFirstCoalMineofHonghuiinGansuJingyuanCoalElectricityCo.,Ltd.,Baiyin 730913,China;2.LongdongCollegeofEnergyEngineering,Qingyang 745000,China)Abstract:Inordertoimprovethecoalrecoveryrate,the1715haulageroadwayoftheNo.1CoalMineofHonghuiinGansuJingyuanMiningAreawasdrivenalonggobsideentryandthe1713gobareawithnarrowcoalpillars.Inviewoftheproblemthatitisdifficulttocontrolthestabilityofsurroundingrockwithnarrowcoalpillarin1715transportroadwaydrivingalonggoaf,accordingtothetheoryofNaturalBalanceArch,thefailuredepthoftwosidesofroadwayandroofwascalculated,andbasedonthis,combinedwiththesuspen siontheory,thispaperdesignsthesupportparametersofboltandcableinroadway,andputsforwardthetechnicalschemeofcontrollingthestabilityofsurroundingrockbyroofcuttingandboltandcableinroadway,whichprovidesareferenceforcontrollingthestabilityofnarrowcoalpillarinroadwaydrivingalonggoaf.Keywords:drivingroadwayalongnextgoaf;surroundingrock;stability;controlscheme 煤炭是我国的主体能源。
名词解释1、关键层:将对采场上覆岩层局部或直至地表的全部岩层活动起控制作用的岩层称为关键层。
岩石的空隙度岩石中各种孔洞和裂隙体积总和与岩石总体积之比。
也称孔隙率。
3、直接顶初次跨落:煤层开采后,将首先引起直接顶的垮落,回采工作面从开切眼开始向前推进,直接顶悬露面积增大,当达到其极限垮距时开始垮落。
直接顶的第一次大面积垮落称为直接顶初次垮落。
老顶:通常把位于直接顶之上(有时直接位于煤层之上)对采场矿山压力直接造成影响的厚而坚硬的岩层称为老顶。
一般是由砂岩、石灰岩及砂砾岩等岩层组成。
6、直接顶:一般把直接位于煤层上方的一层或几层性质相近的岩层称为直接顶,一般由页岩、砂页岩、粉砂岩组成。
7、周期来压:由于裂隙带岩层周期性失稳而引起的顶板来压现象称之为工作面顶板的周期来压。
8、矿山压力:这种由于矿山开采活动的影响,在巷道周围岩体中形成的和作用在巷道支护物上的力定义为矿山压力,9、支承压力:在岩体内开掘巷道后,巷道围岩必然出现应力重新分布,一般将巷道两侧改变后的切向应力增高部分称为支承压力。
10、锚杆托锚力:锚杆托锚力包括安装锚杆时,通过拧螺母产生的锚杆托板对围岩的预紧力、水胀式管状锚杆杆体纵向收缩,使托盘对围岩产生的预紧力、以及锚杆托板阻止围岩向巷道内位移时,对围岩施加的径向支护力。
11、原岩应力:存在于地层中未受工程扰动的天然应力称为原岩应力,12、老顶初次来压:当老顶悬露达到极限跨距时,老顶断裂形成三铰拱式的平衡,同时发生已破断的岩块回转失稳(变形失稳)。
有时可能伴随滑落失稳(顶板的台阶下沉),从而导致工作面顶板的急剧下沉。
此时,工作面支架呈现受力普遍加大现象。
即称为老顶的初次来压。
16、简述构造应力的基本特点。
(1)构造应力主要是水平应力,而且地壳运动趋势是相互挤压,所以水平运动以压应力占绝对优势。
(2)构造应力分布不均匀,在地质构造变化比较剧烈的地区,最大主应力的大小和方向往往有很大变化。
(3)岩体中的构造应力具有明显的方向性,最大水平主应力和最小水平主应力之值一般相差较大。
国家开放大学煤炭学院形考试卷考试科目:矿山压力及岩层控制试卷代号:9101试卷说明:1、本试卷共4 页,四种题型,满分100分。
2、本次考试为闭卷,考试时间为90分钟。
一、填空题(每空1分,共20分。
)1.根据岩体结构特征的不同,岩体可以分为,,,,五种基本类型。
2.采动岩体破坏的基本形式包括:、、、、块体滚动、沿软弱层面滑动、岩爆和煤爆、底鼓和。
3.“三量”观测中的“三量”是指、和。
4.在一定程度上可反映基本顶来压的强度;则反映基本顶周期来压的频率。
5.液压支架有、、三种类型。
6.从生产的角度来看,顶板的稳定性是指采煤后顶板允许悬露的和。
二、名词解释:(本题共6小题,每题5分,共30分。
)1.矿山压力2. 矿山压力控制3.矿山压力显现4. 支承压力5. 顶板事故6.冲击地压三、简答题:(本题共5小题,每题6分,共30分。
)1. 简述原岩应力分布规律。
2. 简述采场周期来压及来压的主要表现形式。
3. 简述压垮型冒顶的机理及冒顶征兆。
4.简述巷道围岩应力分布的基本规律。
5. 简述影响采区巷道变形与破坏的因素。
四、论述题:(本题共1小题,共15分。
)1. 试述采煤工作面上覆岩层的“横三区”和“竖三带”。
《矿山压力及岩层控制》期末考试试卷答案一、填空题:每空1分,共25分。
1.整体结构块状结构层状结构碎裂结构松散结构2. 冒落离层层间错动剪切破坏和塑性变形片帮3.顶底板移近量活柱下缩量支柱载荷量4. 安全阀开启时间比率平均值安全阀循环开启比率平均值5.支撑式液压支架掩护式液压支架支撑掩护式液压支架6. 时间面积二、名词解释:本题共6小题,每题5分,共30分。
1. 矿山压力:由于在地下煤岩中进行采掘活动,而在井巷、硐室及采煤工作面周围煤岩体中和支护物上所引起的力,就叫做矿山压力。
2. 矿山压力控制:人为地调节、改变和利用矿山压力作用的各种措施,叫做矿山压力控制。
3.矿山压力显现:由于矿山压力作用,使巷道围岩、煤体和各种人工支护物产生的各种力学现象,统称为矿山压力显现。
深部沿空掘巷巷道围岩应力状态及现场实测分析程蓬;马晨晶;何杰;李育鹏【摘要】通过分析阳泉矿区深部矿井15号煤厚煤层巷道围岩地质条件、顶底板岩性特征及煤岩体地质力学参数,采用数值模拟方法研究了不同煤柱尺寸条件下沿空掘巷巷道围岩应力和变形特征,并对沿空掘巷巷道工作面侧帮和煤柱侧帮煤柱应力状态进行了动态监测.结果表明,沿空掘巷巷道工作面侧帮和煤柱侧帮煤应力状态差异较大,其中工作面侧帮煤体应力受本工作面回采影响显著,不同深度测点垂直应力变化明显,煤柱侧帮煤柱应力受本工作面和临近采空区双重影响,垂直应力峰值高,应力波动显著.【期刊名称】《煤矿开采》【年(卷),期】2018(023)006【总页数】4页(P45-48)【关键词】沿空掘巷;应力状态;动压影响【作者】程蓬;马晨晶;何杰;李育鹏【作者单位】天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013;煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京100013;阳泉煤业(集团)有限责任公司新景矿,山西阳泉045000;天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013;煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室,北京100013;阳泉煤业(集团)有限责任公司新景矿,山西阳泉045000【正文语种】中文【中图分类】TD323沿空掘巷是在上区段工作面回采过后,沿着采空区边缘留设一定煤柱尺寸后掘进下一工作面的回采巷道,相对于沿空留巷和二次复用巷道,沿空掘巷巷道支护和维护难度相对容易,因此我国很多矿区主要采用沿空掘巷的开采方法。
但是,随着沿空掘巷技术的推广和应用,仍然存在大量巷道变形严重,支护难度高的问题,为此国内外针对沿空留巷围岩应力状态、煤柱尺寸留设和巷道围岩控制等方面进行了诸多研究。
康红普院士团队[1]分析了沿空掘巷煤柱宽度与巷道围岩变形的关系,提出了小煤柱合理宽度设计方法,并在潞安、阳泉、邢台等地进行大量现场试验;柏建彪等[2]研究了综采沿空掘巷围岩应力场演化规律,对巷道掘进前后煤柱应力状态进行了对比分析;王卫军等[3]采用砌体梁力学理论,研究了综放沿空巷道顶煤力学模型,分析了顶煤下沉量与支护强度、煤体弹模、巷道宽度的关系;赵国贞等[4]建立沿空掘巷围岩结构力学模型,分析了巷道稳定性各影响因素间的相互关系;王永等[5]提出煤柱稳定核区,认为稳定核区的范围要在煤柱宽度的一半以上,从而保证煤柱的稳定性。
沿空留巷围岩应力演化规律及大变形机理分析刘洪林;赵红超【摘要】针对沿空留巷围岩要经受上下两个区段工作面采动应力影响,围岩变形量大、巷道维护困难的特点,以沁新煤矿为工程背景,运用数值计算的方法得出了沿空留巷全寿命期围岩应力演化规律和变形特征。
通过对围岩加、卸载荷规律及破坏效应的分析,总结了沿空留巷围岩产生大变形的原因。
结果表明:①巷旁支护体与实体煤帮力学性能的差异及其在形成稳定承载结构过程中为适应上区段工作面顶板垮落而产生的围岩持续变形是沿空留巷围岩大变形的主要组成部分;②沿空留巷全寿命期内围岩的受力可看作卸围压条件下的三次轴向加载和卸载作用,卸围压条件下的反复加卸载在加剧围岩变形破坏的同时也是围岩变形量积累的过程,最终导致围岩大变形的发生。
%Aiming at the serious deformation of surrounding rock in gob‐side retaining due to the redistribution of stress caused by two working face during its service period ,the deformation characteristics of the surrounding and the stress evolution law were investigated by finite analysis based on the case study conducted in Qinxin mine .The reasons for the large deformation of surrounding rock were summarized based on the damage effect of rock by loading and unloading cycles .Combined with this research ,two conclusions have been drawn as following :① in order to adapt to the roof collapse of the first working face and form a stable bearing structure , the continuous deformation of surrounding rock caused by the difference of mechanical properties between roadside support and integrated coal beside roadway was the main component of the large deformation of gob side entry retaining surrounding rock ;② thesurrounding rock experienced three times loading and unloading cycles in a xial direction for gob‐side entry retaining in whole serviceperiod .Deformation and destruction of surrounding rock were intensified as consecutive loading‐unloading cycles under unloading confining pressure , and which was also a process of accumulation of surrounding rock deformation . This was the key reason that caused the large deformation of gob‐side entry retaining surrounding rock as well .【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2017(026)002【总页数】8页(P122-128,138)【关键词】沿空留巷;应力演化;卸荷;大变形;数值模拟【作者】刘洪林;赵红超【作者单位】新疆大学地质与矿业工程学院,新疆乌鲁木齐830047; 中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州221116;新疆大学地质与矿业工程学院,新疆乌鲁木齐830047; School of Civil,Mining and Environmental Engineering,University of Wollongong,NSW 2522,Australia【正文语种】中文【中图分类】TD353沿空留巷作为无煤柱护巷的主要技术手段,在提高资源回收率、缓解采掘接替紧张、消除工作面上隅角瓦斯积聚、改善底板巷道围岩应力环境等方面体现出显著的技术优势,有着非常广阔的应用前景[1]。
大采高沿空巷道围岩稳定性数值模拟谢福星;董世卓;刘洋;梁智鹏;郭鹏【摘要】为研究影响大采高工作面沿空巷道围岩稳定性的主导因素,以羊场湾矿130205沿空巷道为工程背景,运用FLAC3D数值模拟软件,探究煤柱宽度、工作面采高及采动剧烈程度对沿空巷道围岩稳定性的影响规律.研究表明:煤柱宽度、采动剧烈程度对围岩稳定性影响较显著,采高的影响程度相对较小,且沿空巷道围岩应力和变形分布呈明显不对称性,并随煤柱宽度的减小、采动强度的递增愈加显著.【期刊名称】《煤矿安全》【年(卷),期】2018(049)011【总页数】6页(P215-219,223)【关键词】大采高;沿空巷道;数值模拟;不对称支护;围岩稳定性【作者】谢福星;董世卓;刘洋;梁智鹏;郭鹏【作者单位】天地科技建井研究院,北京 100013;北京中煤矿山工程有限公司,北京100013;天地科技建井研究院,北京 100013;北京中煤矿山工程有限公司,北京100013;天地科技建井研究院,北京 100013;北京中煤矿山工程有限公司,北京100013;天地科技建井研究院,北京 100013;北京中煤矿山工程有限公司,北京100013;天地科技建井研究院,北京 100013;北京中煤矿山工程有限公司,北京100013【正文语种】中文【中图分类】TD322+.4大采高工作面回采巷道围岩稳定性是确保煤矿安全高效生产的前提条件,而大采高沿空巷道围岩稳定性影响因素错综复杂,以煤柱宽度、工作面采高及采动影响表现最为显著[1-2]。
因此,针对旨在采用大采高窄煤柱护巷方式开掘回采巷道的羊场湾煤矿,研究煤柱宽度、工作面采高及采动因素对沿空巷道围岩稳定性的影响具有重要的工程实践意义[3-4]。
1 建立数值计算模型130205大采高工作面埋深630 m,两侧分别为130203采空区和130207待采工作面,130205回风平巷位于130203工作面采空区侧,巷道位置如图1。
沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素研究陈鹏飞【摘要】为了研究沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素,采用理论研究、数值模拟和现场实测相结合的方法,研究了沿空动压巷道围岩结构分类、沿空动压巷道围岩变形破坏特征以及围岩变形破坏影响因素.研究得出:巷道围岩层位的物理力学性质与护巷煤柱侧开挖空间的差异,把沿空动压巷道分为8个类型;围岩破坏主要集中在岩性较弱的巷道顶板以及护巷煤柱侧;影响巷道稳定性的主要因素有巷道开挖顺序与布置、构造应力、巷道支护、两次动压.研究对沿空动压巷道在采动影响下的围岩控制技术和破坏失稳机理提供了技术支持.【期刊名称】《中州煤炭》【年(卷),期】2019(041)002【总页数】4页(P159-162)【关键词】沿空留巷;巷道围岩;变形破坏特征;巷道稳定性;护巷煤柱【作者】陈鹏飞【作者单位】河南永锦能源有限公司云盖山煤矿一矿,河南禹州 461670【正文语种】中文【中图分类】TD3220 引言早在20世纪50年代,国内已经开始了对沿空掘巷和沿空留巷的无煤柱护巷技术的研究,在围岩控制和矿压显现规律方面,取得了大量的成果,促进了无煤柱技术开采的发展。
国内外学者对沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素进行了大量的研究,臧英新等[1]对二次沿空巷道留巷支护方式及围岩变形规律进行了研究,采用快速连续观测法对回采期间巷道的围岩变形进行现场实测,分析了巷道破坏原因为地质条件复杂且前期支护参数不合理,根据煤巷预拉力支护理论,确定了采用“高强度、高刚度、高预紧力”锚杆、深浅孔注浆、锚索补强的联合支护方案;董春亮等[2]研究了沿空留巷巷道围岩变形量的影响因素,采用灰色关联度理论分析了巷道断面大小、煤层倾角、工作面长度、充填体宽度、采高、采深等因素对两帮移近量、顶底板移近量的影响程度。
1 沿空动压巷道围岩结构分类沿空动压巷道围岩结构分类[3-6]:①受到工作面回采的影响,巷道状态为动压巷道;②巷道一侧已经开挖,巷道围岩处于非原岩应力状态,巷道状态为沿空巷道。