以陕北某浅埋煤矿工作面5-2煤为对象,研究浅埋煤层大采高综采工作面区段煤柱的合理宽度问题。通过弹塑性极限平衡理论方法以及FLAC数值方法进行分析,提出5-2煤合理的区段煤柱留设尺寸为16 m。工程实践表明,巷道的顶、底板变形量最大为36.2 mm,两帮移近量最大为38.2 mm,保证了工作面的安全回采。
为解决沿空巷道支护问题,以湖西矿井31104运输巷为研究对象,分析现有支护下巷道破坏特征及破坏原因,提出巷道支护优化方案。运用FLAC3D模拟计算巷道原有支护及支护优化后围岩变形情况,计算结果和监测结果表明,支护优化显著提高围岩强度与承载能力,有效控制巷道变形。
针对付村煤矿3上403运输顺槽具体情况,在理论分析与数值模拟的基础上,确定采用锚梯网（锚索）联合支护方案,并确定了巷道支护参数。结果表明,平衡主控支护,在支护与围岩相互作用中充分利用了围岩的自承能力,巷道支护效果发生了本质变化,顶板位移量平均为巷道高度的0.7%,两帮位移量为巷道宽度的0.82%,有效控制了围岩变形。
通过对玄武岩试件进行一定条件下微波照射以及CT扫描试验,研究微波照射下岩石中产生裂纹的宏观和细观特征,并利用商业软件ANYSYS12.0进行数值模拟,揭示出产生裂纹的原因。基于有限元法和宏观、细观试验所得到的微波照射下玄武岩试件中产生裂纹的原因完全一致。
针对深部矿井开采中的巷道支护问题,根据黏弹性理论,在考虑开挖面空间效应的基础上,建立巷道围岩与支护体的耦合作用模型。通过算例分析了支护时间、支护体厚度等因素对巷道围岩稳定性的影响。
以石圪台煤矿地质资料为背景,通过相似模拟试验,制作物理模型,通过分析开采中支架的力学特征,对石圪台煤矿2^-2煤层开采工作面的矿压显现规律进行研究。研究表明：在开采过程中矿压显现显著,额定支架工作阻力18 000 k N能够满足生产需要;顶板初次来压步距为32 m,周期来压步距为10.5 m;动压系数为1.35,最大动压系数为1.45。
为了解浅埋煤层条件下综放工作面的矿压显现特征,以布尔台煤矿42104综放工作面为研究对象,采用数值模拟的研究方法对不同支护强度下工作面矿压显现特征进行对比分析。研究结果表明：随着工作面支架支护强度的逐步增加,煤壁片帮值和顶板下沉量逐渐减小;支护强度达到1.5 MPa时,片帮值为447 mm,顶板下沉量为278 mm,可以达到综放工作面煤壁和顶板控...
结合安源煤矿实际条件,运用实验室力学试验与FLAC3D数值模拟相结合的方法,分析不同含水率下煤体物理力学性质的变化,研究了含水率改变对煤壁稳定性的影响,得到含水率与力学参数的函数关系、不同含水率下煤壁稳定性情况及合理的注水含水率值。研究结果用于指导现场注水工作,取得显著效果。
以梁家煤矿4600工作面下顺槽沿空掘巷为基础,对巷道围岩的支护方式及支护参数进行了合理的优化分析与研究。并通过FLAC3D模拟软件,对2种支护方式的支护效果进行了模拟对比。对巷道围岩的支护方式及参数进行了优化分析。
为了研究工作面在回采过程中的覆岩移动规律,以麦垛山煤矿2#煤典型工作面为例,采用数值模拟的方法,对工作面覆岩破裂、主应力、顶板垂向和横向位移以及地表下沉进行了分析。根据数值模拟结果,顶板塑性破坏区呈现出波浪状,导水裂缝带发育最大高度为74.9 m,煤壁上最大压应力为7.95 MPa,采空区顶板上的最大拉应力为1.18 MPa,2#煤顶板最大下沉值为1 ...
基于弹性力学和断裂力学的理论对裂纹的起裂准则、扩展长度进行了理论分析。使用扩展有限元方法建立裂纹岩体模型,针对单裂纹在渗流应力状态下的扩展规律进行了数值模拟,对渗流-应力耦合下的裂纹扩展规律进行了研究。
依据串草圪旦煤矿6104工作面生产技术条件,实测分析了浅埋厚煤层综放开采地表采动裂缝分布规律,工作面漏风特征及其对安全生产的影响。针对6104工作面地表漏风严重易引起CO浓度超限问题,提出了工作面均压通风技术控制地表漏风,降低工作面CO浓度。实测表明,均压通风能够有效控制地表漏风,对工作面CO浓度的控制效果明显。
结合6202综放面运输平巷地质条件,建立了符合现场的计算模型,通过对模型的受力分析及工作面过渡架实际压力分析,确定了简易支架所需要提供的支撑力,从而确定了简易支架每个单体支柱需要提供的最小支撑力。该简易架不仅能够放出部分运输平巷的顶煤,同时能够加强平巷靠近采空区区域的顶板控制。
以玉华矿2208进风巷护巷煤柱为研究对象,利用ANSYS数值模拟软件建立煤柱宽度为5、10、15、18、20、25 m的模型并进行数值计算。选用D-P屈服准则,考虑材料各向同性,通过分析各模型的应力状态和塑性应变分布,得出合理安全的煤柱宽度。
为了在岩溶裂隙承压含水层上安全采煤,针对陈四楼煤矿2513工作面的条件,采用理论分析与数值模拟相结合的方法,首先评价了2513工作面底板突水危险性。在此基础上,研究了底板注浆改造对采动底板破坏深度的影响规律。
对郓城煤矿3#煤层及其围岩动态破坏时间、冲击能量指数、单轴抗压强度、弹性能量指数4个煤层冲击倾向性指标以及弯曲能量指数的岩层冲击倾向性指标进行了试验和分析,进而对该煤层的煤岩冲击倾向性进行了评判。
采集了开平煤田南东翼3对矿井深部不同煤体结构的8个煤样。基于压汞试验,结合数理统计理论,绘制了煤样各孔径阶段的孔容累积曲线与概率值累积曲线,分析了煤样的孔隙结构特征。研究表明,碎粒煤与原生结构煤的孔隙结构及连通性有很大差异,碎粒煤大孔隙较原生结构煤发育,而中孔所占百分比小于原生结构煤。
针对近距离煤层群开采中下煤层开采造成上覆煤层巷道失稳的问题,以岱庄煤矿3上煤层4319工作面主运平巷为例,分析了近采空区上覆煤层巷道失稳机理和过程。研究得出导致上覆煤层巷道失稳的原因是下煤层开采超前应力的影响,超前影响范围约40 m。并结合现场实际,对原巷道支护进行了重新设计。
介绍了熊洞湾隧道开挖施工中所采用的掏槽爆破的施工技术。根据熊洞湾隧道的工程地质情况,对隧道开挖的爆破参数、炮孔布置、装药结构以及起爆网络进行了分析和设计。提出了保证隧道开挖成型质量的施工方案,确保了熊洞湾隧道掏槽爆破取得圆满成功。
复合顶板软岩巷道强度比较低,节理裂隙发育,随着工作面的推进顶板极易破坏冒落,影响煤炭高效开采。利用力学模型分析复合顶板的破坏机理以及影响顶板稳定性的因素,得出软弱岩层巷道顶板肩角处和梁中间处容易发生破坏。举出工程实例,结合围岩破坏机理提出支护措施,并用实践分析支护效果。
针对李子垭南煤矿5134机巷顶板破碎的问题,提出采用天固加固材料TG-12对巷道顶板进行加固处理。通过注浆,顶板得到了有效的加固,碎煤、浮煤、煤矸石的垮落现象得到控制。施工结果表明：天固加固材料TG-12及其注浆工艺对提高煤矿顶板安全性非常有效。
对某深井煤矿不同深度的含硅藻泥岩进行了单轴无侧限抗压强度试验。通过分析试验数据可知,含硅藻泥岩的单轴无侧限抗压强度受温度、加载速率、含水率等因素影响,温度越低,加载速率越大,含水率越低,抗压强度越高。
护巷煤柱能够造成煤炭资源的浪费,煤柱在采空区侧被压酥,甚至压碎,采空区煤柱自然发火,对安全生产构成威胁。采用混凝土承载体替代护巷煤柱的开采技术,运用FLAC~（3D）软件对不同的承载体的支护方案进行模拟,通过比较分析得出,采用混凝土承载体替代护巷煤柱的方法更加合理有效。
为解放水库下煤炭资源,通过导水裂隙带发育规律计算,分析了煤炭开采对水库的影响。结合煤层赋存特征,提出了近距离复合煤层部分矸石充填开采措施,并预测了设计的开采方式下的导水裂隙带高度,验证了煤水协调开采的可行性。
针对朱仙庄矿软岩巷道围岩变形量大、支护体破坏严重和巷道多次返修的问题,提出了以锚网喷＋全封闭29U可缩支架为核心的支护方案,并采用数值模拟和现场实测的方法,研究了采用该支护方式的巷道围岩应力和位移分布特征。矿压观测结果显示围岩控制效果较好。
为解决芦岭煤矿II82新回风上山在上覆工作面跨采过程中的大变形问题,利用现场调研、数值模拟等手段,研究了跨采影响下底板软岩巷道围岩变形特征。针对II82新回风上山的具体情况,提出了二次高强锚网索＋注浆＋底板锚索综合控制技术。现场监测表明,巷道围岩的变形破坏得到了有效控制。
针对桃山矿开采时地面建筑物不均匀下沉的问题,运用理论分析、数值模拟及工业试验相结合的方法,探索实施采煤不搬迁建筑物、提高采出率的粉煤灰胶结高水材料非全部充填开采技术,从而为桃山矿充填开采技术提供理论和技术支撑。
为使谢桥煤矿1232（3）工作面回风巷道围岩得到合理的支护,利用数值模拟方法研究该巷道在受二次采动影响时围岩的应力分布和移动变形规律。研究结果表明,支护体系应具有一定的可缩性并与围岩形成一个整体以适应巷道围岩的变形。巷道支护采用锚杆＋锚索＋金属网＋钢带＋喷射混凝土联合支护方式,监测结果表明,巷道两帮最大移近量350 mm,顶底板最大...
深井巷道开挖时,围岩应力状态发生变化,在应力松弛效应下容易造成巷道变形过大,引起煤矿事故。分析巷道围岩变形破坏机制,探究影响其变形的地应力、地质构造等因素,加强对于巷道围岩变形机理的理解。并对应力松弛效应进行详细介绍。
针对3102工作面辅运顺槽底鼓严重的问题,采用理论分析、数值模拟、现场实测的方法研究了巷道底鼓机理,认为该巷道的底鼓类型属于包括挤压流动性与挠曲褶皱性的复合型底鼓。提出采用超挖锚固回填＋底角锚杆的方法控制底板。
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