煤岩体强度与面长对承压开采底板的影响

结合矿山典型工作面开采技术条件,把顶板岩层、煤层和底板岩层作为一个整体进行综合研究,考虑三者之间的作用与影响,利用弹性薄板和岩石力学理论,对老顶初次来压、周期来压、煤岩体强度参数降低等情况下工作面煤层底板岩层破坏深度的理论值进行了计算,得出了工作面长度和煤层底板岩层破坏深度之间的关系,定量地分析了工作面长度与煤岩体强度参数对煤层底板破坏深度的影响,为承压水开采下增加面长提供了理论依据。     

双承压水间采煤顶底板破断及渗流规律

以山西某煤矿双承压水间下组煤开采为背景,针对煤岩应力-渗流耦合机理,采用相似材料模拟和离散元数值模拟,揭示双承压水间下组煤不同开采尺度下岩体断裂模式和渗流规律,提出顶板导水裂隙带发展模式,并建立底板“四带”形成与工作面开采过程的对应关系。研究发现：初采期间底板仅发育矿压破坏带,达到充分采动后,新增损伤带及采动导高带开始出现,新增损伤带主要集中于工作面下方。采动岩体应力-渗流耦合效应归结为：煤层开采导致顶板破裂和应力的降低,顶板岩体渗透性能增大,太灰水透过顶板裂隙渗入采空区和工作面;底板隔水层在奥灰高承压水的楔劈作用下发育导高裂隙并导升。当残余水头压力无法继续劈裂隔水层岩体抗拉强度,底板岩层重新恢复到应力-渗流稳定状态。     

坚硬顶板厚隔水层条件下底板突水致灾机理及全周期治理技术

峰峰矿区九龙矿4号煤层顶板为厚3.5 m的坚硬野青灰岩,煤层底板岩层组合为“厚隔水层夹薄层灰岩+奥陶系灰岩”,九龙矿开采4号野青煤以来,发生多起底板奥灰突水事故。针对煤层底板存在厚隔水层且传统井下底板加固甚至区域治理仍无法完全消除奥灰突水的现状,笔者基于零位破坏理论,建立了考虑顶板压力传递的煤层底板采动破坏力学模型,分析了顶板压力传递和承压导升作用下的底板突水致灾机理,提出底板水害“采前-采中-采后”全周期治理技术并通过井下底板验证孔-工作面涌水量-奥灰水位动态变化“三位一体”立体化监测对治理效果进行评价。研究结果表明：(1)坚硬顶板条件下,采空区悬露面积大,周期来压强烈,导致底板破坏深度增加,在煤层底板导水构造阶梯式导升作用下容易发生滞后突水;(2)通过采前区域治理对煤层底板进行全面加固消除致灾因素,采中对煤层底板微震事件多发、构造发育区域进行重点加固达到减水开采,采后补强加固实现保水开采,创建了工作面底板奥灰水害全周期治理模式;(3)治理后,工作面底板薄层灰岩与奥灰无水力联系,奥灰水位与工作面底板涌水量随工作面来压发生变化,但变化幅度较小,工作面涌水量仅为0.46～1.12 m3/...     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

采动动载作用下底板岩层裂隙演化规律的相似模拟研究

在对多个矿区工作面进行现场探测发现工作面推过底板后的第一次顶板周期性垮落过程中,底板裂隙破坏深度会出现滞后加深的现象,为对这种特殊采矿地质现象进行分析,以某矿现场地质条件为依托,采用相似模拟手段,模拟采动动载作用下底板岩层裂隙演化规律。经研究发现:1)采空区底板岩层首次受顶板岩层垮落冲击作用后,底板岩层采动裂隙会出现滞后破坏加深的现象。在之后的2~3次顶板周期性垮落冲击过程中,底板岩层裂隙都有类似规律,但加深效果逐渐减弱;2)相似模拟试验的底板岩层位移与垂直应力监测结果证明了底板岩层经历了采前应力集中、采后膨胀泄压,采动动载冲击,采空区矸石充填平衡4个过程,底板裂隙的萌生、扩展以及再加深主要发生在1~2与2~3的转变过程之间,第4过程对底板裂隙的扩展实际是起到抑制作用的,底板破坏深度最大处一般出现在工作面推过测点后的1~2个周期来压至采空区底板被矸石充填压实之间这段距离,这也解释了为什么采空区滞后突水灾害时有发生;3)软弱底板岩层更易受采动影响,其位移与垂直应力的变化幅度较坚硬底板岩层而言明显偏大,但其底板裂隙发育深度和滞后破坏加深程度比坚硬底板岩层要弱。     

基于薄板理论的急倾斜工作面顶板初次变形破断特征研究

根据急倾斜煤层工作面顶底板地质赋存条件以及冒落矸石对工作面中下部采空区的充填特征,利用弹性薄板小挠度理论,建立了急倾斜工作面顶板的受力力学模型,研究了顶板在上覆岩层和下方充填矸石作用下顶板挠曲变形特征,得到急倾斜工作面下部采空区充填带宽度的理论计算公式和顶板变形挠度方程,结合龙煤集团七台河新铁煤矿工作面实际开采参数,分析出急倾斜工作面中上部顶板受力变形较大,下部顶板变形较小,最大挠度点距工作面上端头24 m处,最大变形量为320 mm,工作面中上部前方煤壁和后方煤壁处、上部顶板和中下部冒落矸石接触处将首先出现拉伸或剪切破坏,最后将形成"U"字型破断。研究结果与实际顶板受力变形相符。     

大倾角煤层走向长壁开采支架稳定性力学分析

大倾角煤层走向长壁工作面安全高效开采的关键是对围岩的有效控制,而围岩控制的难点在于"支架-围岩"系统的稳定性控制。在综合厘定与研究工作面"顶板-支架-底板"系统相互作用关系的基础上,采用理论分析方法,将底板假设为弹性地基,构建支架倾向力学模型,研究顶板载荷作用下支架的行为响应,并探讨采高、底板物理力学属性和架间作用等因素对支架稳定性的影响。结果显示,在大倾角煤层走向长壁开采中,工作面顶板在其自重及上覆岩层载荷作用下,沿着渐进于重力方向的曲线处于非连续运动状态中;受工作面顶板非连续运动影响,其对支架的作用载荷处于渐进累积过程,支架亦会随着顶板的运动而运动,且其运动幅度处于非连续渐进累积过程;支架稳定性随着顶板法向载荷的增大、顶板切向载荷的减小、顶板载荷偏载程度的减小、底板硬度的增大、采高的减小和支架侧护板千斤顶刚度的增大而增强;顶板法向载荷、底板地基系数、采高和支架侧护板千斤顶刚度仅能在一定程度上增大或减小支架的运动幅度,而顶板切向载荷和顶板载荷作用位置不仅能影响支架的运动幅度,亦会改变其运动方向,且较其它因素而言,其对支架稳定性影响较显著。严控工作面倾斜中上部区域顶板稳定并及时调整支架位态,以减小工作面顶板对支架的切向载荷和顶板载荷的偏载程度,是控制支架稳定的有效途径。     

保德煤矿81504综放面支架工作阻力适应性分析

以煤层顶底板岩层力学参数为基础结合上覆岩层运移规律,研究工作面直接顶的岩层组成、顶板运动参数,构建合理的顶板结构模型。对顶板结构模型进行力学分析,定量的计算工作面支架的支护强度。已采81305工作面工程实践表明,工作面直接顶由3层岩层构成,直接顶总厚度为17.2 m,工作面老顶以粗粒砂岩为主,厚度6.7 m,工作面直接顶作用力为0.79 MPa。通过顶板结构模型法+动载系数法和已采工作面类比法,得出新开81504工作面支架合理支护强度为1.38 MPa,支架的合理工作阻力为12 500 kN。     

近距离下煤层工作面顶板破坏规律及控制技术研究

为解决下煤层工作面回采过程中顶板难以控制问题,以襄垣七一煤矿近距离下煤层回采工作面为工程背景,建立煤岩力学模型,分析了中间岩层破坏损伤规律及影响其损伤悬臂梁结构力学稳定性的因素,并划分不同危险区。结果表明:不同超前支承应力条件对中间岩层的损伤不同;下煤层工作面顶板临界厚度受中间岩层强度、岩层上方采空区荷载以及下煤层回采工作面端面距的影响;根据下煤层工作面顶板临界厚度及其他影响因素,可将5101工作面顶板划分为一般危险区、危险区和重大危险区。根据研究结果针对性选择顶板控制措施。     

微震监测技术在浅埋深采场顶板破坏研究中的应用

为了研究浅埋深长壁工作面顶板运动规律,利用微震监测技术对浅埋深采场上覆岩层活动规律进行现场监测研究。研究结果表明,大地精煤矿3301工作面开采后,顶板岩层全部破断,底板破坏深度约为15～20m;3301工作面顶板中主要承载岩层为10.02m中粒砂岩;由顶板破坏或顶板结构失稳造成的压力到传递至工作面需一定时间,这表明加快工作面推进速度在一定程度上能够降低工作面切顶压架风险。研究成果对类似条件工作面顶板管理具有参考价值,为浅埋深长壁采场顶板运动规律研究提供了一种新的方法。#     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

上行开采工作面顺槽支护方案及实践

象山矿南二上山采区采用上行开采,3#煤层与下部5#煤层间距17~26 m,21305工作面位于5#煤层采空区顶板强裂隙带内,煤层及顶底板破碎,开掘巷道具有一定的风险。为了确定21305工作面顺槽的合理位置和支护方案,在明确工作面工程背景后,预判了裂隙带内3#煤层及顶底板完整性及开采可行性;分析确定了顺槽的合理位置,最终确定了顺槽合理支护方案,并对巷道掘进期间的问题及维护进行了介绍。分析认为,下部煤层开采后对上煤层破坏影响程度较小,上部3#煤层可进行正常掘进;设计21305工作面顺槽内错10 m,位于悬伸段内10~14.4 m处,此处3#煤层及顶底板比较完整,巷道稳定性较好,适合布置顺槽;顺槽采用该支护方式后,巷道掘进期间顶板无安全事故,但在后期掘进期间需加强顶板矿压观测,当围岩条件发生变化时,需及时调整支护参数以确保工作面顶板支护的安全可靠。     

极近距离煤层采空区下回采巷道位置及围岩控制研究

为解决准南煤矿极近距离煤层采空区下1501工作面安全回采问题，运用理论计算、数值模拟及现场实测等手段，研究了1501工作面巷道位置及支护方式。结果表明：为有效避开上部采空区残留煤柱影响，1501回采巷道与上部残留煤柱的合理水平错距应为9m|针对极近距离煤层采空区底板应力分布规律、岩层厚度和力学性质等，提出了巷道支护对策及支护方案；1501工作面回采过程，巷道顶底板相对移近量最大为222.5mm，两帮相对移近量最大为151mm，巷道未出现棚腿压折、冒顶、片帮现象，工作面实现了安全回采。     

急倾斜煤层开采与开拓巷硐群扰动效应数值模拟分析

针对王家山煤矿急倾斜煤层开采与开拓巷硐群工程越界对地方煤矿安全开采问题,建立了急倾斜煤层开采与开拓巷硐群数值计算模型,分析了覆岩移动变形与应力演化规律。研究结果表明：急倾斜煤层开采,采空区上方煤层先破坏、垮落,顶板沿层理面法向发生弯曲、离层,采空区上部煤体先垮落,呈拱形结构,抑制了上覆煤岩体向采空区的垮落和移动;工作面采高5.2m,顶板发生垮落,底板也会发生滑移,顶板一侧的沉陷大于底板一侧的,在底板一侧出现断崖式现象,但垮落带发育高度小于工作面距井田边界的距离;巷硐群最大位移均发生在泥岩、煤层等软弱岩层以及断层破碎带区域,其扰动效应增加;在软弱岩层时巷道最大影响圈边界增加,影响边界贯通,但最大裂隙带高度为11.5m,裂隙带上脚未发育至井田边界标高。因此,工作面开采与开拓巷硐群对地方煤矿开采没有影响。     

柳林煤矿采空区下煤层回采巷道支护参数优化分析

柳林煤矿5#煤层与上部4#煤层间距很小，顶板平均厚度3.69 m，且顶板起伏变化大，强度低，易破碎，给巷道支护造成困难， 5#煤层工作面开采过程回采巷道支护参数与一般常规工作面回采巷道不同，需进行针对性的分析。基于此，通过数值模拟计算，分析了5#煤层回采巷道上覆岩层为煤柱及采空区条件下，不同顶板锚杆长度、不同两帮锚杆长度、不同锚杆间距及不同锚杆排距下的巷道围岩变形规律。根据数值模拟结果，考虑回采巷道的实际情况，以形成巷道的整体支护结构为基础，确定了5#煤层回采巷道合理的锚杆支护参数。     

矿井开采对煤层顶底板影响研究

为了研究矿井开采对煤层顶底板的影响,采用理论分析的方法,分析了矿井开采对煤层顶板的影响、矿井开采对煤层底板的影响,首先研究了矿井开采对顶板影响范围、计算了首采层开采对上覆岩层的塌陷范围;然后,研究了矿井开采对底板破坏范围,以新田煤矿4号煤层工作面为例,研究得出:采空区对上覆岩层影响形成的塌陷盆地最大边缘为采空区外9.748 m;1401工作面回采对底板最大破坏深度71 m。研究为类似工程条件的开采对煤层顶底板影响范围提供理论依据。     

空巷灌浆充填技术在岳城煤矿1307工作面应用

针对综采工作面过空巷时易发生顶板垮落及煤壁大面积片帮等问题,提出了空巷灌浆充填技术体系,并对充填效果进行了现场验证。结果表明,过空巷期间巷道顶底板围岩变形均在控制范围之内,支架初撑力、末阻力、顶板周期来压情况均与正常回采阶段无明显差别,巷道内部充填体与煤岩体形成整体,提高了煤层的整体塑性,实现了工作面安全回采。     

软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

近距离采空区煤柱下长壁回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对乌鲁木齐某矿9#煤层顶底板为软岩的特点,在分析围岩破坏机理后,提出了梁、索协同支护+顶底角注浆锚杆加固＋帮部锚杆组合支护＋底板锚梁支护及全断面铺网的联合支护方案,即实施巷道“顶底帮整体化”治理,通过在巷道中布置卸压孔,有利于高应力向巷道深部转移,改善围岩与支护结构的应力作用环境。实践证明,采取上述措施有效解决了回采巷道的顶板破坏、煤壁片帮、底板鼓起等问题。在开采过程中采取的降低采高、调斜工作面、工作面加速通过煤柱的方法也使得工作面的生产条件得到了极大的改善,保证了工作面安全开采。     

高瓦斯矿底板岩巷快速掘进岩层层位选择

寺河矿西井区3号煤层由于瓦斯含量高、涌出量大,为加快岩巷进尺速度,通过底板岩巷岩层性质分析,开展高瓦斯矿井大采高工作面底板岩巷层位选择技术研究,结果表明:将原底板岩巷沿5号煤掘进变更为沿K₆灰岩掘进。原底板岩巷沿5号煤掘进平均进尺为2 m/d,巷道月进尺为60 m,底板岩巷K₆灰岩掘进平均进尺为5 m/d以上,巷道月进尺为150 m左右。按照底板岩巷对掘贯通,提前6.4个月完成底板岩巷的掘进,打破寺河矿采掘衔接紧张局面。变更层位之后按照提前6.4个月底板岩巷掘进到位,省去人工费用合计640万元。由于5号煤顶板为K₆灰岩,属坚硬岩石,变更后底板岩巷打钻将不穿过K₆灰岩岩层,加快了打钻速度,降低施工强度。通过对岩巷层位选择技术研究,对寺河矿岩巷掘进以及岩巷层位选择提供了依据。     

近距离采空区下大采高综采面矿压演化规律研究

 为了研究近距离煤层上覆煤层已采对下覆煤层开采时支承压力的影响,基于潘二煤矿18516工作面矿压实测结果,运用FLAC3D大型非线性三维数值模拟软件,从围岩应力场分布角度对上覆已采煤层对18516工作面作用机理进行了分析。结果表明,煤柱下支架来压时最大循环末阻力大于采空区下支架载荷。煤柱下部周期来压时最大循环末阻力小于初次来压时的载荷;采空区下,周期来压时最大循环末阻力略小于初次来压时的载荷,相差不大。采空区影响区域,6煤采空区上方应力呈“鞍”形等值线分布,煤柱影响区域,6煤采空区上方应力呈“拱”形等值线分布。煤柱下的支承压力应力集中系数达到4.6～4.67,是采空区下方应力集中系数的3.5倍,受煤柱高支承压力的影响,工作面开采此位置时的危险程度较高,更易产生片帮、漏顶现象。