跨采巷道围岩应力集中系数解析

为了确定上覆工作面采动对底板巷道稳定性的影响程度,首先,以海孜煤矿7煤工作面开采为例,根据其工作面支承压力分布形态,基于弹性力学理论建立了底板应力分布的力学模型,分析了采动支承压力在底板中的传递规律,并将采动支承压力与巷道围岩应力有机结合在一起,得到了上覆工作面开采过程中,底板巷道围岩的最大、最小主应力集中系数的变化规律,开采过程中围岩最大主应力集中系数的极值为1.28;其次,应用数值模拟软件FLCA3D建立了跨采巷道计算模型进行了验证,得出巷道围岩最大主应力集中系数极值为1.22,结果证明理论模型是可靠的。此模型可为底板巷道围岩控制提供基础的理论和技术支持。     

大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律分析

为了研究云驾岭矿深部大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律,采用理论分析、现场实测和实验室测试综合研究手段和方法,确定了试验工作面巷旁充填体支护阻力和留巷参数,构建了能够反映沿空巷道受初次采动围岩形变规律的回归函数模型,对比分析了一次和二次开采扰动下围岩的应力应变状态,探究了充填体上方顶板岩层的应力传递规律。结果表明,采用弹塑性力学模型得出的巷旁充填体的临界支护阻力和充填体宽度分别为4.1MN/m和2.47 m,经实验室测试和工业性试验,能够保持高水材料充填体的稳定。受初次采动影响,沿空巷道围岩位移量与工作面至测站点距离之间符合Slogistic增长函数模型,求解了巷道顶板、底板和下帮的最大变形量、变形量最大时工作面的位置以及达到最大变形时工作面推过观测站的时间。对于沿空巷道,工作面超前支承压力波及范围至工作面煤壁前方约34 m,留巷顶板3.8 m以浅的采动裂隙可能会导致顶锚杆锚固失稳甚至失效,充填体切顶阻力的“波动性”能够反映顶板岩层的分层垮落特征。     

长壁孤岛工作面冲击失稳能量释放激增机制研究

煤矿开采中跳采形成的孤岛工作面由于容易产生应力集中，来压强度高，极容易发生冲击地压。基于唐山矿孤岛工作面的地质条件和周期来压步距的监测结果，通过数值分析的方法，研究孤岛工作面煤岩体能量释放的动态特征，揭示工作面前方能量释放激增机制，对比普通工作面和孤岛工作面能量场的区别，介绍冲击地压预警防治措施。数值模拟结果显示，长壁孤岛工作面回采时随着直接顶的随采随冒，采空区悬空面积的不断增大，使得老顶积聚大量的弹性能。若老顶发生周期性垮落，弹性能将瞬间释放，此时工作面和顺槽巷道极易冲击失稳。由研究结果可知，孤岛工作面周期来压时顶底板和煤层的能量激增可做为判断冲击失稳的前兆信息之一。因此，微震监测等手段可以根据此结论预测潜在的矿山动力灾害。针对老顶周期性断裂时积聚能量的突然释放规律，运用强制放顶、超前卸压孔、开切卸压槽和卸压爆破、煤层注水等技术可以提前释放煤层内积聚的弹性能，达到良好的冲击地压防治效果。     

小煤矿复采煤柱塑性区特征及采准巷道支护技术

平顶山新华区为全国重点采煤县(区),区内小煤矿井田位于平顶山煤业集团所属矿井浅部报废水平内,主要开采大型矿井开采后遗留煤柱。煤柱受力状态可简化为平面应力状态,受两侧长壁工作面采动影响,煤柱塑性区宽度较大,其主要影响因素是煤层厚度、煤层硬度、煤层与顶底板岩层界面的粘结性能、煤层埋深。当煤层硬度一定时,随着煤层与顶底板界面粘结性能的提高,煤柱塑性区宽度增长的速度递减;当煤层顶底板粘结性能一定时,随煤层埋深的增加,煤柱塑性区宽度增加。大量的现场观测研究表明,在一定支护条件下,巷道围岩稳定性和变形特性与围岩应力和围岩岩性关系,是围岩应力与围岩岩性相互作用的结果,可以引用围岩有效载荷系数C来进行解释。当C≤0.45时,巷道围岩处于稳定状态;当C>0.45时,巷道围岩开始出现流变。当前新华区小煤矿采深通常为200～400 m,不同硬度的煤层采准巷道围岩有效载荷系数相对较小,围岩处于稳定或较稳定状态,所以在目前条件下,新华区小煤矿采准巷道采用刚性木棚支护是较合理的。     

大同矿区特厚煤层综放回采巷道强矿压显现机制及控制技术

为保证大同矿区特厚煤层开采过程中临空巷道超前支护段的稳定性与可用性,采用理论分析与现场实测相结合的方法,得到巷道超前支护段的强矿压显现机制。研究表明:侏罗系煤层采空区区段煤柱应力集中影响区深度仅50~70 m,不足以影响石炭系工作面回采巷道的强矿压显现;石炭系工作面临空巷超前支护段的强矿压显现,主要受工作面采动超前支承压力及相邻工作面采空区悬顶的双向高支承压力的影响,且当工作面过上覆煤层采空区边界煤柱后,侏罗系煤层顶板大结构被重新激活,再次运动失稳,加剧了临空巷道的强矿压显现。提出并实施巷道顶板水压致裂有效控制技术,对同忻矿8105工作面5105临空巷实施定向高压水力致裂,实现巷道围岩高应力的转移,大大降低了临空巷超前支护段的强矿压显现强度,取得良好的临空巷卸压效果,保证了特厚煤层综放工作面的正常生产。     

冲击性顶板运动及其应力演化特征的3DEC模拟研究

采用三维离散元程序建立煤层综放开采模型,研究综放工作面推进过程中采场、采空区上覆顶板岩层的冲击性运动形式和分段性垮落形态,记录并且分析采场动态推进过程中,采动围岩中岩层块体垂直应力、水平应力的动态演化特征。研究结果表明,采空区基本顶的运动形式、来压周期、来压强度与直接顶的垮落厚度有关;支架后方的直接顶挤压成拱缓冲了基本顶的来压冲击强度,同时也改变了其来压步距。随着工作面向跟踪块体方向的推进,块体垂向应力、水平应力存在高低应力分区,并且不断地波动,岩层应力峰值位置随着岩层高度的增加稍向煤壁前方移动。     

基于能量法的近距煤层巷道合理位置确定

近距煤层开采时,若下煤层工作面回采巷道布置不合理,可能导致上煤层煤柱的瞬时失稳,造成动力冲击事故的发生。以平朔安家岭井工二矿近距离煤层开采为工程背景,建立近距煤层开采相似模型,研究下煤层开采时诱发上煤层煤柱的能量激增峰值的临界条件,从而确定下煤层工作面回采巷道的合理位置。研究结果表明,由于来自上覆岩层的压力大面积地积聚到煤柱上,使得煤柱内的应变能剧烈激增,则开采下煤层时上煤层煤柱能量积聚程度要大于上煤层开采阶段。同时,开采下煤层时,工作面回采巷道布置在距上煤层煤柱8 m以外为宜。巷道表面位移和地质雷达探测现场监测结果显示,当下煤层回采巷道距离上煤层煤柱大于8 m时,掘进过程中巷道没有出现变形破坏,位移收敛较为稳定,可以满足工作面回采需要。     

冲击性顶板运动及其应力演化特征的3DEC 模拟研究

 采用三维离散元程序建立煤层综放开采模型，研究综放工作面推进过程中采场、采空区上覆顶板岩层的冲击性运动形式和分段性垮落形态，记录并且分析采场动态推进过程中，采动围岩中岩层块体垂直应力、水平应力的动态演化特征。研究结果表明，采空区基本顶的运动形式、来压周期、来压强度与直接顶的垮落厚度有关；支架后方的直接顶挤压成拱缓冲了基本顶的来压冲击强度，同时也改变了其来压步距。随着工作面向跟踪块体方向的推进，块体垂向应力、水平应力存在高低应力分区，并且不断地波动，岩层应力峰值位置随着岩层高度的增加稍向煤壁前方移动。     

非坚硬顶板条件下高强度开采采动诱发冲击地压机理初探

即使是非坚硬顶板条件，当开采强度加大时，也将发生冲击地压灾害。针对厚及特厚煤层综采放顶煤、大采高综采等高强度开采条件，立足于由顶板岩层-煤层-底板岩层所组成的力学系统，通过数值模拟研究，研究采动应力场的时空演化过程对采掘空间受力、变形及破坏的影响及远场应力与近场应力的相互影响及诱发冲击地压的条件，弄清煤岩层垮断、采动应力场的时空演化规律，揭示非坚硬顶板条件下高强度开采采动诱发冲击地压及瓦斯灾害的机制。     

构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制研究

 冲击地压是煤矿开采中因采动或动载诱发煤岩体变形能剧烈释放,并伴随地下采掘空间煤岩体突然、急剧和猛烈破坏的现象。随着煤矿开采深度和开采强度的持续增加,地下开采面临的构造地质条件日趋复杂,我国越来越多的煤矿开始出现冲击地压现象,破坏性冲击地压频繁发生且日益严重。冲击地压的孕育和显现是构造特征和地层特征在采掘动态平衡过程中能量稳定态积聚及非稳定态释放的结果,是煤岩体性质、地质特征和开采技术条件的综合反映,同时该问题具有明显的时空演化特征。 义马矿区是冲击地压的高发矿区,且冲击地压多发生在回采巷道,巷道冲击地压的本质是巷道围岩在高应力作用下的突然失稳、变形和破坏。向斜构造应力、断层构造应力、上覆巨厚砾岩局部离层断裂垮落造成巷道的非均匀应力和开采扰动是义马矿区回采巷道冲击地压发生的主要影响因素。运用现场调研、相似模拟试验、数值计算和现场工业性试验相结合的方法,深入研究构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制及防治技术。主要工作与创新点如下： (1) 针对义马矿区11个典型工作面发生的89次冲击事件进行统计分析,得出了义马矿区冲击地压以回采巷道冲击地压为主,冲击引起的回采巷道变形破坏以底鼓为主。 (2) 设计了具有义马矿区向斜、断层和巨厚砾岩地质特征的相似模拟试验,并采用数字散斑全位移场监测、应力场监测和能量场监测,研究了采动影响下距工作面不同距离和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性及失稳变形破坏特点,并分析了巨厚砾岩离层断裂时巷道围岩变化规律和断层滑移活化时巷道围岩变化规律。 (3) 建立了具有向斜、断层和巨厚砾岩特征的数值模型,研究了采动影响向斜作用下巷道围岩冲击特性(巷道围岩的应力场、能量场、位移场和塑性区(三场一区)是巷道围岩冲击特性的表现形式),对比分析了向斜轴部和翼部回采巷道围岩冲击特性异同;研究了采动影响断层作用下巷道围岩冲击特性,对比分析了断层下盘和上盘回采巷道围岩冲击特性异同;研究了采动影响巨厚砾岩作用下回采巷道围岩冲击特性,从不同砾岩厚度条件下对比分析回采巷道围岩冲击特性;研究了采动影响构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道围岩冲击特性,对同时间不同地点距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性、同地点不同时间距工作面不同距离回采巷道围岩冲击特性和距断层不同距离回采巷道围岩冲击特性分别进行详细分析。 (4) 提出了构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压机制、义马矿区回采巷道冲击地压综合防治体系和具体防治措施,并对回采巷道强力柔性支护体系、U型钢联合支护体系和锚杆支护体系进行评价总结,依据应用实践得到的回采巷道冲击地压前兆规律,得出强力柔性支护体系在防冲巷道支护中对巷道围岩应力场、能量场和位移场的关键控制作用明显优于U型钢联合支护体系和锚杆支护体系,且可以很好地适应并控制巷道围岩变形,对构造与巨厚砾岩耦合条件下回采巷道冲击地压防治起到积极且显著的作用。     

超长孤岛综放工作面支承压力分布规律研究

为对超长孤岛综放工作面围岩稳定性和顶煤冒放性进行控制,采用FLAC3D有限元软件对比分析了超长孤岛工作面的支承压力分布特征。研究老顶上覆岩层应力场的变化规律,分析初采期间和正常推进期间工作面超前支承压力分布规律。老顶岩层内工作面超前支承压力存在两个峰值区域,工作面后方支承压力沿面长方向的中间存在一个峰值区域,两者之间为低支承压力区域。顶煤层位支承压力峰值大于煤层的机采层位,但支承压力的影响范围小于机采层位,且顶煤的极限平衡区宽度较机采层大。工作面正常推进期间较初采期间的支承压力极限平衡区宽度增大,孤岛工作面加长后支承压力峰值系数在初采期间增加,而在正常推进期间降低。超长孤岛工作面减小孤岛工作面侧向支承压力的叠加影响。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究

为了确定超长孤岛综放工作面巷道煤柱的合理尺寸,采用FLAC3D软件模拟分析了不同长度孤岛综放工作面不同宽度煤柱的支承压力与变形破坏规律。初采期间,大煤柱(宽20m)倾向支承压力整体上随着至巷帮距离的增大而减小;随着工作面推进而增大。小煤柱(宽4～6m)初采期间走向支承压力峰值随工作面推进而增大,且峰值超前煤壁的距离也增大;正常推进期间,随顶板变形逐渐趋于稳定,支承压力峰值降低,但煤柱压力峰值至煤壁前方煤体支承压力影响范围内压力增高。煤柱支承压力峰值超前煤壁一定距离,且此距离随工作面长度加大而减小。加长孤岛综放工作面长度,护巷大煤柱和小煤柱的支承压力均减小,可以减小护巷煤柱宽度。     

初次来压前受超前增压荷载作用的坚硬顶板弯矩、挠度和剪力的解析解

 坚硬顶板弯矩、挠度的理论解是矿山岩体力学中未曾获得较好解决的课题。初次来压坚硬顶板问题的超静定次数,比周期来压坚硬顶板问题的超静定次数要高1次。将煤层、直接顶按弹性地基处理,对初次来压前受均布荷载、荷载峰超前的增压荷载和支护阻力共同作用的,工作面中部煤壁前方和采空区单位宽坚硬顶板的挠度进行求解,采用潘 岳等求解周期来压前坚硬顶板弯矩、挠度解中的部分结果,求得满足全部连续条件和自然边界条件的坚硬顶板的4段式挠度表达式中的所有系数。据所得表达式,采用Matlab软件计算和绘图得到的初次来压前坚硬顶板挠度、弯矩曲线在考察区间光滑连接,剪力曲线连续。对曲线进行分析可知：(1) 荷载增减对顶板弯矩、挠度作用明显;(2) 支护阻力可有效减小煤壁前方顶板和悬空顶板的弯矩、挠度及采空区顶板的剪力值;(3) 单位宽顶板的特征长度由弹性地基系数、顶板抗弯刚度组成。在相同荷载下,只要特征长度相同,顶板弯矩分布完全相同,特征长度大者顶板弯矩大;(4) 弹性地基系数小者,煤壁前方顶板挠度(下沉量)大。抗弯刚度小者,采空区顶板挠度(下沉量)大;(5) 顶板弯矩峰位置在煤壁前方。顶板荷载大,支护阻力小,弹性地基系数大者,其弯矩峰与煤壁的距离近。在控顶区两端顶板剪力取最大值。所得硬顶板的关系式为理想坚硬顶板模型的解析解,其应用是从解析解算例中受到启发,获得参数变动时坚硬顶板弯矩、挠度和剪力变化的规律性认识,对采场顶板状况变化作出合理的定性判断,亦可为坚硬顶板断裂过程和断裂引发顶板应变能释放、冲击矿压能量来源及初次来压步距的量化分析提供基础。     

复采工作面过冒顶区顶板断裂特征及控制研究

 针对复采工作面过冒顶区时工作面易发生煤壁滑帮、端面冒漏以及顶板来压强度大等特点,以晋煤集团圣华煤业3101复采工作面为工程背景,运用相似模拟对复采工作面过冒顶区时顶板破断特征、支承压力分布特征以及支架受力状态进行研究,依据相似模拟结果建立复采采场力学模型,推导液压支架支护强度的计算公式,提出复采工作面过冒顶区时的围岩控制技术。研究结果表明：(1) 工作面过冒顶区时采场顶板易形成大厚度、长跨距的超前大断裂;(2) 冒顶区弱化了顶板岩梁的应力传递,加剧了支承压力的荷重集度;(3) 液压支架受顶板超前大断裂的影响,支架工作阻力在通过冒顶区前呈突变性增加,模拟结果支架支护阻力最大值为16 200 kN,理论计算支架支护阻力为16 110.5 kN;(4) 复采工作面在通过冒顶区前必须对冒顶区进行注浆充填,同时给出支架工作阻力随充填体强度变化的关系式,为复采采场顶板控制提供理论依据。     

急倾斜三软厚煤层留小煤柱沿空护巷技术

在急倾斜三软厚煤层走向长壁俯伪斜采煤条件下实施留小煤柱沿空护巷十分困难,煤柱稳定性和巷道围岩变形极难控制。针对这一难题,提出了包含煤柱小角度锚固法和十字护顶方法的留小煤柱沿空护巷技术,有效解决了煤柱易沿顶底板剪切破坏并向巷内搓动的问题,降低了巷道软弱围岩的破碎程度和变形量。现场试验结果显示,留设小煤柱的完整性保持较好,其中相较于原支护方式顶底板移近量减少了40%,两帮收敛量则减少了42%,巷道围岩变形得到了有效控制。与此同时,还得到工作面前后方回采巷道的矿压显现呈现明显的6个分区,分别为工作面前方无影响区、工作面前方矿压显现影响区、工作面前方矿压显现强烈区、工作面后方顶板激烈活动区、工作面后方顶板活动减缓区和工作面后方基本稳定区。其中,工作面前方矿压显现强烈区和工作面后方顶板活动激烈区的范围明显大于缓斜近水平煤层,这为分区制定围岩控制措施提供了有利依据。所得研究成果可为我国急倾斜走向长壁俯伪斜工作面沿空护巷技术研究提供一定的补充。     

山地浅埋煤层工作面支架合理工作阻力研究

针对山地浅埋煤层开采过程中工作面出现的矿压显现强烈,支架被压死或支架尾梁与顶梁分离等现象,通过建立山地浅埋煤层基本顶初次垮落时岩块触矸前控制基本顶滑落失稳的结构力学模型对山地浅埋煤层开采工作面支架合理工作阻力进行了研究。研究表明:山地浅埋煤层开采过程中基本顶出现滑落失稳的可能性相对较大,且基本顶的初次破断具有不对称性,通过计算得出发耳井田1、3煤层山地浅埋煤层工作面液压支架工作阻力应大于5 773 kN。     

Mont Terri试验场Mine-by巷道开挖近场响应模拟分析

 瑞士Mont Terri地下实验室于2008年构建Mine-by(MB) Niche巷道,并围绕其中的MB Niche 2进行开挖诱发Opalinus Clay黏土岩围岩变形及流固耦合特征的现场实测分析。以MB Niche 2巷道为背景工程,利用基于双应变胡克模型(TPHM)的数值模拟方法,对MB Niche 2巷道的开挖过程进行模拟分析,计算结果较为准确地反映开挖卸载诱发的近场围岩变形行为、损伤区及孔隙水压力演化特征。模拟结果显示,巷道拱顶径向位移可达甚至超过10 mm,两帮破坏深度可达1.4 m,孔隙压力的扰动区最远可出现在掌子面前方11 m左右,最大孔隙压力可抬升至3.3 MPa,模拟结果与现场实测值表现出较好的一致性。基于双应变胡克模型TPHM的计算结果较基于传统胡克模型SPHM的计算结果更趋于符合实际,这在一定程度上反映出TPHM较好地捕捉到岩石中孔隙、裂隙等的自然应变(真应变)的物理本质,强调合适的本构模型在卸荷开挖工程问题模拟分析中的重要性。     

煤层底板岩体采动渗流场–应变场耦合分析

根据五沟煤矿1018工作面地质及水文地质条件,应用三维快速拉格朗日(FLAC3D)流固耦合分析模块,采用变渗透系数方法,对该工作面底板岩体采动渗流应变机制进行数值模拟研究。分析结果表明:采动影响下,围岩渗透系数发生较大的变化,处在采空区正上方的泥岩段最大达到原始渗透系数的1 293倍;根据渗流场分析,工作面采动并没有破坏底板隔水层的阻水性能,采动裂隙没有导通灰岩含水层,灰岩水涌入回采工作面形成水害可能性较小;工作面正下方岩体单元安全度小于1的区域最大深度为30 m。综合渗流场以及隔水底板单元安全度分析结果,10煤底板下灰岩水溃入工作面形成水害可能性较小。