特厚煤层综放开采矿压显现规律数值模拟研究

为了对特厚煤层综放开采工作面矿压显现规律进行深入研究,以某煤矿为研究对象,采用FLAC3D数值模拟软件,分别对单重采动和邻近采空区双重采动影响下工作面超前支承压力和巷道围岩应力进行综合分析。研究表明:工作面在推进200 m后,其超前支承压力大小及影响范围趋于稳定;超前支承压力峰值大小在两种开采条件下变化明显,单一采动影响时,应力峰值为24~26 MPa;双重采动影响时,峰值最大为27~29 MPa,较前者提高了11.5%~12.5%;工作面前方20 m范围内应力集中明显,为重点支护区域。     

高瓦斯煤层覆岩活动规律研究

为了提高高瓦斯煤层采空区覆岩卸压瓦斯抽采效果,以微震监测的技术手段,对采动过程中采空区覆岩微震事件进行监测并记录,据此对采空区覆岩的破裂特征进行分析得到采动裂隙带的空间位置,进而判定采动覆岩高位瓦斯富集区。监测结果表明:工作面在回采期间周期来压步距约20 m,采动裂隙带高度约45 m,以此确定了高抽巷的垂距在38 m时最为合理,并利用理论计算的方法对此进行了验证。     

低透煤层采空区覆岩高位瓦斯富集区微震探测及应用

为了提高低透气性煤层采空区覆岩卸压瓦斯的抽采效果,采用微震监测技术,对工作面推进过程中采空区覆岩微震事件的演化过程进行了监测,进而分析了采空区覆岩的空间破裂特征,并依据微震监测分析得到的采动裂隙带位置及周期来压步距,设计了高位钻孔瓦斯抽采参数,检验了瓦斯抽采效果。结果表明:工作面回采期间周期来压步距在16 m左右,形成的采动裂隙带高度在50 m左右,据此设计的高位瓦斯抽采钻孔瓦斯抽采量和抽采体积分数分别提升了100%和150%,表明微震监测技术可准确探测采空区覆岩高位瓦斯富集区的空间位置,为瓦斯抽采钻孔设计提供了依据。     

千米深井大采高采场围岩应力分布规律数值分析

煤矿深部开采的应力集中异常突出,以唐口煤矿1305工作面为例,利用FLAC3D有限差分软件对千米深井大采高采场围岩应力分布规律进行数值分析。模拟结果表明:1305工作面回采时,在采空区四周煤体内形成对称的"双肺"状支承压力影响区;随着工作面推进,采场支承压力峰值及采空区上覆岩层破坏高度逐渐增大,工作面见方后,采空区顶板破坏高度与超前支承压力峰值变化趋于稳定,支承压力最大峰值约为72MPa,应力集中系数k为3.0;工作面煤壁前方与采空区两侧煤体内支承压力峰值随工作面推进向深部转移,且支承压力影响范围逐渐增大,压力峰值与工作面煤壁之间的距离基本保持在8~15m范围内。     

三软煤层回采支承压力分布及支护构件受力规律研究

为解决三软煤层采场侧向支承压力无法直接测量的问题,明确不同支护方案下采场超前压力分布有无差异等采动规律,以刀把式工作面——梁家煤矿4606工作面为依托,通过4606改造切眼位移变化间接获取工作面侧向支承压力分布规律,开展采动对4606材料巷不同支护方案下围岩控制效果对比,采用无损检测对锚杆(索)在回采期间受力情况进行分析.4606改造切眼距工作面110 m开始受到回采影响,距工作面68 m进入明显影响区,距工作面35 m进入剧烈影响区.距工作面侧向20 m以内为侧向支承压力影响峰值区,55 m以内为影响区.不同支护方案下,工作面超前支承压力分布范围区别较小,相差仅在5～10 m,超前支承压力影响剧烈范围为20～30 m;超前支承压力影响明显范围为30～60 m;超前支承压力影响范围平均为120 m左右,最大为160 m.巷道肩部锚杆受力超出屈服荷载,与拱架基本在拱肩处发生断裂吻合较好.巷道不同部位锚杆受力呈现出肩部>帮部>底角的特征.距工作面60 m以外,单体支架支护强度满足使用要求;距工作面30 m以内支架受力显著增加,出现挤压支架情况.研究成果补充了软弱煤层采动矿压显现规律.     

露天采场高陡边坡下深部采空区的爆破处理研究

鞍本地区是我国最大的BIF型铁矿集中分布区,其铁矿资源量/储量约占全国总量的1/4,但由于日伪时期的掠夺式开采和矿业整合开发前的无序开发利用,在一定深度空间内遗留了大量隐伏采空区,为后期实现规模化露天开采带来极大的安全隐患,成为制约露天铁矿资源安全高效开采的难题。以弓长岭露天铁矿大砬子采区高陡边坡下的深部采空区为研究对象,利用LS_DYNA软件进行采空区的安全爆破模拟研究,结合现场深部采空区爆破参数试验结果,提出了采用孔中起爆处理采空区的方法,具体参数设置为空区预留顶板厚度3 m,孔间延期时间42 ms,排间延期时间75 ms,平均炸药单耗0.237 kg/t。在上述分析的基础上,针对大砬子露天采场高陡边坡内的深部不规则多层采空区提出了分层、分区安全爆破处理的技术方案,且空区边界用切割爆破方法处理,爆破处理效果良好,采空区得到了安全有效治理。     

软岩保护层开采覆岩采动裂隙带演化及卸压瓦斯抽采研究

针对软岩保护层开采后上覆被保护煤层卸压瓦斯治理问题,以淮北芦岭煤矿首例软岩保护层开采试验为工程背景,采用综合研究方法研究软岩保护层开采覆岩采动裂隙带演化特征。结果表明:Ⅲ11软岩保护层开采后覆岩冒落带和裂隙带最大发育高度分别为10.1～12.4,52.7～59.95 m,采空区侧及上覆被保护层煤层下部存在竖向裂隙发育区和远程离层裂隙发育区;设计地面采动井和拦截钻孔抽采覆岩8、9煤层卸压瓦斯,优化地面采动井终孔位置垂直方向距顶板法距20 m,倾斜方向距风巷或机巷平距35 m,拦截钻孔终孔位置距9煤底板5 m。考察期卸压瓦斯抽采实践表明,软岩保护层开采后覆岩"两带"发育高度的判断和卸压瓦斯富集区域的辨识是合理正确的。     

弓长岭井下矿采准巷道破坏形式及其支护技术研究

弓长岭井下矿中央区开采急倾斜中厚矿体,随着采深的增大,采准工程出现地压显现的部位增多、规模逐渐增大,进入-280m 中段开采后,采准工程的塌冒已经严重影响生产的正常进行.经过调查巷道发生破坏的部位与破坏区岩性变化,查明上盘楔形体围岩的附加力作用是引发回采巷道大规模破坏的主要原因,为此提出卸压开采方案,即在高应力区先回采上分段沿脉进路,为下分段卸掉垂直压力后,再掘进下分段沿脉进路.此外,根据巷道破坏过程与地压显现形式,分析了现用工字钢金属架支护方法的不适应性,提出根据岩性与地应力大小选择树脂锚杆、喷锚网联合支护的改进方案.初步试验表明,改进方案可有效解决上盘沿脉巷道的塌冒难题,并可较好地适应弓长岭井下矿深部矿岩条件,不失为弓矿实用技术.     

深部巨厚顶板6 m大采高综采工作面矿压显现规律实测研究

新街矿区深部厚煤层顶板存在巨厚岩层,造成大采高综采工作面矿压显现强烈,采场顶板安全隐患大。为全面掌握巨厚顶板条件下6 m大采高综采工作面矿压显现规律,采取现场安装支架压力记录仪、钻孔应力计、锚杆锚索测力计、顶板离层仪的方法,对工作面来压、采动应力、支护体受力、巷道围岩变形等参量进行了现场实测。研究结果表明:工作面推进速度与周期来压步距呈正相关关系;超前支承压力影响范围大,应力峰值达20 m;区段煤柱存在11 m弹性核区;锚杆锚索受力及顶板离层在采空区后方600 m达到稳定状态。通过深部6 m大采高综采工作面矿压显现规律实测分析,建立了深部大采高采场覆岩活动立体模型。     

工作面覆岩移动变形观测分析

为了准确掌握工作面开采引起覆岩的变形情况,以Z11590工作面采后的覆岩变形为观测的对象,对顶底板移近量、顶底板间应力、覆岩的离层量和超前支撑压力进行观测。分析结果显示,随着工作面的远离,工作面后方的采空区顶板与充填体接触,由于所充填的似膏体起到了支撑作用,顶板下沉速率减缓,下沉量逐渐稳定,最大下沉值为0.376 m;采空区内竖向围岩应力在充填体的承压作用下增长缓慢,竖向应力最大值为8.7 MPa,采空区内充填物承载压应力为原岩应力的75%;顶板中水平离层裂隙的高度也得到了控制,最大高度为15mm;超前支承压力峰值距工作面2.0 m左右,影响范围约为14.4 m左右,最大峰值压力为24.6 MPa,支承压力系数为2.12。     

正利煤矿动静压巷道矿压显现规律对比研究

本文以正利矿14-1103回采工作面的回采及支护工作和14-1107掘进巷道的支护工作为案例,针对该矿煤层顶板较为坚硬等特点,在巷道矿压及顶板离层监测工作的基础上,对比研究了动静压坚硬围岩巷道的矿压显现规律,以期在此基础上对该矿现有支护体系进行优化设计。研究表明,在距工作面110m范围外,动静压巷道顶锚杆受力规律没有明显差别,均呈线性变化,在距工作面30m范围内动压巷道锚杆(索)受力-推进度关系曲线呈对数型,在短期内锚杆受力增长了约70kN,锚杆受力增长表现出突然性,而静压巷道锚杆(索)受力规律始终呈线性增长,增幅约为0.5kN,最大增量8kN。     

深部近距离煤层群采动力学行为探索

我国深部近距离煤层群赋存开采比重大,采动力学机理不清,导致开采效率低,安全事故频发。深部煤岩体所表现出的物理力学特性及变形破坏特征较浅部有着本质差异,尤其在深部近距离煤层群开采条件下,临近工作面扰动影响将导致更加复杂的采动应力重分布过程。针对深部近距离煤层群采动影响下巷道围岩控制难题,依托平煤十二矿己_(14)和己_(15)深部近距离煤层群工程实践,在己_(15)-31030工作面进风巷内开展了巷道收敛变形、锚索应力现场原位监测试验,理论计算了近距离煤层群底板破坏范围并推导得出了巷道围岩变形速度公式,初步揭示了深部近距离煤层群采动力学行为。研究表明:己_(14)煤层底板破坏深度理论值约21.24～30.88 m,上覆煤层采动影响导致本煤层采场边界改变,巷道顶底板及左右帮收敛量约400 mm,巷道收敛变形量随采煤工作面推进呈现阶梯式缓慢增长与指数式快速增长两阶段模式,其中指数式快速增长阶段为巷道变形的主要阶段;锚索应力随采煤工作面推进呈现"近线性增长—跃阶式降低"两阶段演化模式,顶板锚索应力平均变化率、峰值应力均显著高于巷帮相应参数,巷道顶板采动效应较巷帮更为明显;锚索应力峰值点滞后最大收敛变形位置约40 m,采动影响时效相比单一煤层开采大幅延长约35 m,采动应力变化率及其峰值分别降低约53.5%,24.5%,己_(15)煤层采动影响范围约105 m;巷道围岩变形速率与距采煤工作面距离呈现反比例函数关系,在此基础上,进一步推导得出深部近距离煤层群距采煤工作面不同距离处围岩变形速度预测公式,并对比现场原位监测数据验证了该公式的合理性。研究成果可为同类深部近距离煤层群的巷道围岩变形速度预测、巷道支护及采矿技术优化等工程问题提供参考。     

超千米深部矿井采动应力显现规律

我国浅部煤炭资源逐渐耗竭,开采深度逐渐进入1 000～2 000 m水平,常常伴有大量的工程灾害,其根本原因是深部采动应力场的显现规律与响应规律不清楚。以平煤股份十二矿超千米深己15-31030工作面为研究基地,开展了不同开采速率下超千米煤层采动应力显现规律及响应特征研究,并集成"锚杆应力-钻孔应力-钻孔裂隙窥视"等研究手段进行现场原位测试。结果表明:随着采煤工作面的不断推进,超前支承压力峰值先是交替上升,回采距离超过80 m时,由于埋深较大导致支承压力峰值增长变缓并最终在85 MPa左右波动,应力集中系数达3. 3,高于一般浅部工作面集中系数;同时上覆岩层在采动影响下形成垮落带、断裂带、弯曲下沉带的"三带"结构;其次,随着开采速度增大,超前支承压力峰值逐渐增大,峰值点距采煤工作面的距离相应减小,基本顶断裂形成的岩块长度也越长;工作面支架压力随着采煤工作面持续推进呈现出周期上升的趋势。在采动影响下,由于扰动后应力重分布及能量释放,锚杆应力呈现出先增长后降低的趋势,得出工作面采动影响范围大约为85 m,钻孔应力距采煤工作面75 m左右时进入采动影响范围开始上升,而后进入支承压力降低区,应力开始出现小幅度下降;随着采煤工作面不断推进,强烈的开采扰动导致裂隙不断发育,裂隙逐渐发育成纵横交错的破碎带,并向顶板上方发展。     

矿山巷道矿压数值模拟推演及监测技术研究北大核心

为进一步掌握矿山窄矿柱沿空掘巷成巷技术,提高资源采出率。针对具体的生产地质条件,通过矿压监测、数值模拟等手段分析了窄矿柱巷道掘进、工作面推进和二次采动窄矿柱支承应力分布特征及影响。结果表明:1)巷道掘进期间,巷道前50 m压力较大,尤其是巷道两帮移近较为明显,两帮最大移近量约200 mm;2)巷道掘进阶段、采动影响时期,回风顺槽与上运输顺槽之间留设5 m矿柱,形成较大的应力集中,矿柱内最大垂直应力为21.38 MPa,工作面前后方矿壁内的垂直应力约为30 MPa,应力集中系数约为3,影响范围约为84 m,矿柱最大垂直应力为41 MPa;3)受二次采动影响,矿柱内的应力约为40 MPa,与一次采动相比变化不大,而应力峰值出现在工作面前方的三角区域,最大可达57.4 MPa,表明该区域是工作面回采期间的防治重点。矿压监测与数值模拟结果较为一致,进一步证明了研究结果的可靠性。     

浅埋煤层区段煤柱宽度优化研究

以高家梁煤矿20306工作面地质条件为依托,采用多点位移计、锚杆(索)测力计和钻孔应力计相结合对联络巷及煤柱变形及应力分布规律进行检测,并采用UDEC软件模拟不同区段煤柱宽度时辅运巷变形及应力分布情况。结果表明:20306工作面超前支承压力峰值位置位于前方20~30m,侧向支承压力峰值位置距煤壁约22m,合理的区段煤柱宽度为12m左右。     

弓长岭井下矿上盘运输巷道让压开拓方法研究

弓长岭井下矿中央区-280 m上盘运输巷道地压活动剧烈,高强度的刚性支护无法控制地压显现,支护后巷道出现拱顶开裂下沉、墙体片帮内推、底鼓等现象,严重地影响了矿山正常生产。现场调查了-280 m上盘运输巷道的破坏部位和破坏范围,分析了岩性对巷道稳定性的影响,研究得出楔形体压力是地压显现的直接原因,建立了力学模型,并通过计算验证分析的可靠性。利用上盘回采边界与巷道破坏边界的相互关系,确定让压角为74°～78°,划分塑性变形区和弹性变形区,将-340 m上盘运输巷道布置在弹性变形区,采取让压开拓方式。实践表明,让压开拓方案能够有效地控制上盘运输巷道地压显现问题,保证矿山的正常生产。     

充填散体作用下采动岩移的预测及其应用

弓长岭铁矿东南采区上含铁带应用露天开采,下含铁带应用无底柱分段崩落法开采,因开采规划不合理导致上、下含铁带平行矿体高差约300m,严重影响矿山安全生产。为保障该矿露天地下协同安全生产,提出利用上含铁带剥离的废石充填下含铁带塌陷坑。利用FLAC_^3D模拟下含铁带开采过程,并对比分析了有、无充填散体作用下的地表岩移规律及范围。结果表明,塌陷坑内无充填散体时,随着采深的增加,岩移等值线为近地表垂直的折线型,且下含铁带的开采水平低于110m时,塌陷坑上盘易出现危险变形。在开采水平为70m条件下,随着充填散体高度的增加,地表水平位移和下沉值都随之减小,且对控制水平变形的作用要比控制倾斜变形作用显著。为避免露天采场岩体出现危险变形,至少要充填160m以上的散体,为保险起见,最终确定下含铁带的极限开采水平为110m。地表岩移监测结果表明,开采下含铁带110m水平以上矿体时,利用废石充填塌陷坑,可保障弓长岭铁矿东南采区上、下含铁带的协同安全生产。     

良庄煤矿上保护层开采卸压机理与保护范围数值模拟研究

以良庄煤矿3213、3214上保护层工作面为工程背景,研究分析了上保护煤层开采卸压机理,为确定上保护煤层开采后下部保护范围,运用FLAC3D数值模拟软件模拟了实际地质条件下保护层开采行为。研究表明：随上保护层开采范围的增加,底板一定范围内的煤岩层在采空区内部呈现卸压,卸压区内卸压效果明显,卸压范围逐渐增大,应力分布由“V”型分布逐渐变为“U”型分布,但边界处应力集中情况逐渐增大,应力峰值与范围增加。通过综合经验法和卸压准则判定法得到3414工作面合理布置：3414工作面内错3214切眼位置19 m,停采线位置内错19 m,运煤巷内错17 m。     

弓长岭露天铁矿浅层采空区稳定性数值模拟

由于历史原因，弓长岭露天铁矿周边地方小矿点不规范乱采乱挖，导致在独木采区形成了大量的浅层采空区，迫于生产需求，需要对独木采区小北沟空区进行爆破处理。为了保障牙轮钻设备及人员安全，需要对空区的稳定性进行评价。考虑到弓长岭露天矿采空区地质赋存条件和围岩稳固性等特征，运用FLAC3D数值计算，开展了小北沟空区静力学计算和空区上方承载牙轮钻机的计算分析。研究表明：采空区形成后，在顶板处产生的最大压应力值为2 MPa，在顶板处产生的最大拉应力值为0.25 MPa，产生的压应力和拉应力均不是很大；地表12个监测点显示，地表最大垂直位移值不超过10 mm；在地表危险区域1施加牙轮钻机等效载荷，产生最大的垂直位移约为0.56 mm，在地表危险区域2施加牙轮钻机等效载荷，产生最大的垂直位移约为0.48 mm，牙轮钻机不会对地表沉降产生明显影响。