深井富水工作面“动—静”应力效应诱发冲击地压机理研究

冲击地压的发生是一个多因素诱发的结果。以郓城煤矿1301工作面为工程背景,研究"动—静"应力效应诱发的("动"指工作面回采时,上覆岩层运动对前方煤体施加超前支承压力及扰动;"静"指水仓突水后,煤层上方相当于开采一个解放层,突水区域上覆岩层部分应力向周边转移,使突水区域周边的静应力升高)新型冲击地压发生的机理,本文采用采用理论分析、现场监测、工程试验、数值模拟等方法研究了冲击地压发生的应力来源、突水造成的煤体岩性改变特征、工作面回采的动态影响等,得出以下结论:(1)突水打破了原岩应力平衡,使其周边煤体静应力升高,这是冲击地压发生的静应力来源。(2)煤体浸水30天,使煤体的强度大幅降低,使其在同等应力作用下增大了"蠕变"冲击发生的风险。(3)1301工作面回采,超前支承压力是发生冲击地压的动应力来源;超前支承压力与高静应力叠加,增大了应力的集中程度,再加上上覆岩层对高应力集中区的动态扰动,使冲击地压发生的风险进一步加大。该方法对于富水工作面的防冲评价具有重要的参考意义。     

深井厚煤层采空区迎采动隔离煤柱合理宽度研究

确定隔离煤柱合理宽度是确保深井厚煤层采空区迎工作面安全回采的关键。以田陈煤矿7108采空区迎采动隔离煤柱宽度的确定为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,对深井厚煤层采空区迎采动诱发冲击地压机制及隔离煤柱合理宽度进行研究。得到的主要结论为:(1)采空区迎7110工作面回采期间覆岩空间结构演变过程为"固定S型→移动S型→连体S型→C型→U型",隔离煤柱应力演化过程为"固定支承压力→移动支承压力→应力叠加→煤柱应力集中";(2)采空区迎采动诱发冲击地压的原因是应力集中造成煤体应力达到冲击应力条件;(3)在对隔离煤柱周围实施高强度卸压条件下,确定7108采空区迎采动隔离煤柱合理宽度为65 m,经实践,获得良好效果。研究结果对采矿工程诱发型冲击地压防治具有参考意义。     

微震监测揭示的C型采场空间结构及应力场

为研究开采强烈冲击倾向煤层解放层的卸压效果,采用微地震定位监测技术,对三面采空长壁工作面（解放层）的开采进行覆岩空间运动结构及应力场分布的监测。根据岩体在三维空间的破裂成像,揭示采场覆岩空间破裂与采动应力场的关系,得出以下结论：（1）工作面三侧采空区老顶上方的岩层形成C型空间结构,微震事件分布在C型结构的外侧,构成岩体破裂区,在C型结构的内侧为高应力区,并对高应力区域的转移及不同区域的应力状况进行了描述;（2）C型结构的最凹部在煤柱上方,煤柱最小时的支承压力分布为：在靠近上顺槽的区域,老顶以上的厚硬岩层已经发生断裂,形成卸压带;靠近下顺槽的区域,老顶以上的厚硬岩层未断裂,形成应力集中区。因此,通过监测确定被解放层的解放范围,对圈定的冲击危险区域预先采取防治措施,可实现安全开采。     

深井富水工作面“动—静”应力效应诱发冲击地压机理研究

冲击地压的发生是一个多因素诱发的结果。以郓城煤矿1301工作面为工程背景,研究“动—静”应力效应诱发的（“动”指工作面回采时,上覆岩层运动对前方煤体施加超前支承压力及扰动;“静”指水仓突水后,煤层上方相当于开采一个解放层,突水区域上覆岩层部分应力向周边转移,使突水区域周边的静应力升高）新型冲击地压发生的机理,本文采用采用理论分析、现场监测、工程试验、数值模拟等方法研究了冲击地压发生的应力来源、突水造成的煤体岩性改变特征、工作面回采的动态影响等,得出以下结论：①突水打破了原岩应力平衡,使其周边煤体静应力升高,这是冲击地压发生的静应力来源。②煤体浸水30天,使煤体的强度大幅降低,使其在同等应力作用下增大了“蠕变”冲击发生的风险。③1301工作面回采,超前支承压力是发生冲击地压的动应力来源;超前支承压力与高静应力叠加,增大了应力的集中程度,再加上上覆岩层对高应力集中区的动态扰动,使冲击地压发生的风险进一步加大。该方法对于富水工作面的防冲评价具有重要的参考意义。     

“S”型覆岩空间结构煤柱导致冲击失稳的力学机制探讨

进入深部开采后,决定矿山压力显现程度的运动岩层在厚度和层面方向上已经超出传统的平面模型范围,所形成的覆岩空间结构的运动影响着采动应力场的分布,煤柱及其周围由于采动引起的应力重分布和应力集中是诱发煤柱冲击失稳的应力条件和根本原因。因此,通过分析覆岩空间结构的运动规律及其采动应力场分布,并以此探讨作用在残留煤柱的力源,是研究煤柱诱发冲击失稳机制的理论基础。以华丰煤矿六层煤残留煤柱为研究对象,通过研究四层煤开采形成的“S”型覆岩空间结构岩层运动特点和六层煤上覆岩层运动规律,分析作用在煤柱上的复合应力,探讨煤柱力源,通过应力计算和微地震监测分析煤柱及其周围的应力场的分布规律,研究煤柱导致动力失稳的应力条件和机制,研究结果表明,四层煤和六层煤开采形成的高应力是煤柱诱发动力失稳的应力条件,而煤柱及其周围形成的高应力差是动力失稳的根本诱因;基于煤柱应力分析,探讨高应力区煤柱卸压解危的措施。     

浅埋复采工作面厚硬岩层–煤柱结构模型及其稳定性研究

厚硬岩层和煤柱是浅埋复采工作面开采诱发动力灾害的主要因素。以山东高庄煤矿浅埋水采复采工作面为工程背景,为了揭示厚硬岩层运动和煤柱应力演化之间的关系及其组成系统失稳规律,提出采场"厚硬岩层–煤柱"结构模型,分析结构模型的不同岩层重力形式、范围大小和变形特征,推导出厚硬岩层岩梁在固支端集中力和周期破断步距表达式,并以此为基础,综合煤体煤柱"动–静"载应力与其综合支承强度之间关系,探讨了厚硬岩层–煤柱失稳的力学判据、煤柱应力变化特征及其灾害防控方法。研究结果表明:(1)厚硬岩层条件下,水采复采工作面能够形成连续的"┤"型空间结构,包括水平方向的"传递体"和高度方向的"支撑体",传递体周期性运动是形成支撑体煤柱煤体支承应力集中和转移的主要原因;(2)煤柱煤体的静态支承应力p主要由支撑体受到的自身岩层重力(G和FL)与传递体转移岩层重力F2共同形成,传递体结构的厚硬岩梁破断运动是产生动载应力pd的主要原因,阐释了厚硬岩层–煤柱结构模型的I,II–1,II–2和II–3失稳类型。成果成功运用于3上301工作面开采实践,微震和应力监测等结果佐证了预测模型的合理性,并通过实施冲击防控措施,最终实现了工作面安全回采。     

浅埋高强度开采回撤巷道煤柱受载特征及累积损伤机制

为解决浅埋高强度开采回撤巷道护巷煤柱的长期稳定性问题,以锦界煤矿31409工作面末采段回采任务为工程实例,采用力学测试、数值模拟和现场监测等手段,探究开采扰动期间工作面超前支承压力叠加效应和渐进受载条件下通道煤柱的应力演化和累积损伤机制。设计三级循环加卸载条件下煤样强度弱化和损伤破坏实验,揭示末采段采动应力转移历程,构建工作面末采段采动应力响应数值计算模型。研究表明：(1)循环加卸载损伤煤样单轴压缩强度降低至14.14 MPa(无损煤样单轴抗压强度为18.40 MPa),变化率为23%,峰后承载段有载荷波动现象(有别于瞬间破损),在峰值载荷前累积损伤煤样单轴压缩声发射参数保持低值浮动状态,相比循环加卸载3次时裂隙发育活动性略有衰减;(2)末采段采动应力历经常规回采段煤壁超前支承压力反复叠加、临近通道段支承压力持续转移、贯通段多重累积应力释放3种状态,且通道煤柱载荷在辅回撤巷道和采空区间呈现采掘联合影响、不均匀分布特征,获得煤柱稳定临界损伤度评价参数ω;(3)末采段回采空间前后的上覆岩层或煤体内存在支承压力衰减区、极限平衡区和累积增加区,随工作面继续推进采动应力影响范围扩展至覆岩关键层位...     

大倾角煤层工作面采场围岩矿压分布规律光弹性模量拟模型试验及现场实测研究

以平煤集团香山矿戊9-0-22090大倾角煤层工作面为工程背景,通过室内光弹性模拟模型试验和工作面现场矿压实测,对大倾角煤层工作面开采后采场围岩矿压分布规律进行研究.光弹试验和现场实测结果表明:倾角对煤层工作面开挖后采场围岩应力分布、支承压力的分布有显著影响.大倾角煤层工作面开采后,采场顶板岩层的变形、破坏和运动形式不同于一般缓倾斜煤层工作面,采场支架载荷的分布、来压显现程度、来压步距沿采场倾斜方向均不同.工作面煤层开采后,采场顶板应力分布是高度不均匀、不对称的,在采空区两侧保护煤柱角高度集中,形成支承压力区,采空区上方形成支承卸压区.采场顶底板应力释放,两侧煤柱出现应力集中,采场四个角部位出现较大剪应力.剪切应变主要出现在采场下端部顶板和上端部的底板,而体积应变主要出现在煤层较近顶板和两侧煤柱.研究成果,对香山矿和类似条件下大倾角炮采煤层工作面的开采和顶板的支护的优化和管理具有一定的指导意义.     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。     

冲击地压煤层局部保护层开采的减压机理研究

保护层开采是区域性防治冲击地压的有效方法,但当开采保护层不具有经济价值、不开采保护层又不能保证主采煤层防冲安全的条件下,提出了开采局部保护层的防冲方案并进行了防冲和防大变形灾害的机理研究。为了论证开采局部保护层防冲方案的安全性,通过建立局部保护层和被保护层的力学关系模型,推导了在局部保护层作用下岩体应力的计算公式,绘制了不同宽度局部保护层条件下引起冲击的垂直应力和剪应力分布云图,给出了发生冲击和大变形边界的应力判据,为设计被保护层巷道的安全位置提供了理论依据。结合河南某煤矿的实际情况,给出局部保护层减压效果的计算方法,计算结果在该煤矿强冲击危险工作面设计中得到了应用。     

特厚煤层掘进面围岩能量积聚特征及诱冲机制研究

以新疆硫磺沟煤矿特厚煤层掘进工作面为工程背景,采用现场调研、岩石力学试验和理论分析等方法,对特厚煤层掘进面围岩能量积聚特征及其诱冲机制进行了研究。研究认为：①根据硫磺沟煤矿9-15煤层与岩层的岩石力学试验结果,埋深在100~1000 m时,煤、岩层的能量密度与埋深成正比,煤层与岩层的能量密度比值为1.8~2.3,平均为2.1;②相同深度条件下特厚煤层掘进工作面围岩积聚弹性能远大于薄及中厚煤层,其积聚高弹性能的围岩结构是特厚煤层掘进面更容易发生冲击地压和冲击地压灾害更严重的原因之一;③掘进巷道影响范围内围岩积聚弹性能与煤层厚度和巷道半径成正比,且在同等巷道半径条件下,煤层厚度越大,巷道围岩积聚弹性能越大,当巷道半径为3.0 m时,围岩积聚的弹性能分别为巷道半径为2.5 m和2.0 m时围岩积聚弹性能的1.4倍和2.0倍;④提出的考虑煤层厚度和煤层冲击倾向性的冲击危险性评价方法比当前冲击危险性评价方法更加科学合理,评价结果也更符合现场实际情况。研究结果对特厚煤层掘进工作面冲击地压防治具有一定的借鉴意义。     

冲击煤层煤柱变形与地面建筑物保护关系研究

保护煤柱合理宽度(或停采位置)是确保地面重要设施长期稳定的关键。以山东某矿地面引水渠("南水北调"工程组成部分)下不规则下山保护煤柱宽度设计为工程背景,首先,通过分析煤柱变形可能引起地面建(构)筑物的破坏方式,提出了控制长期高应力作用下冲击煤层煤柱变形的原则:1走向方向煤柱不发生冲击失稳破坏;2走向方向煤柱不发生煤体长时强度降低而导致的失稳破坏;3倾斜方向煤柱保持均匀变形,从而使地面不发生明显拉伸破坏。其次,依据煤柱上方覆岩空间结构形式,建立了煤柱应力估算模型,提出了保持煤柱长期稳定及地面建筑安全的煤柱设计方法。最后,应用研究成果,分析了工程案例的煤柱应力、围岩稳定性和变形特征,并对该引水渠工程和井下开采设计进行了安全评估。该研究成果对类似开采条件下的保护煤柱宽度确定具有指导意义。     

Width design for gobs and isolated coal pillars based on overall burst-instability prevention in coal mines

An investigation was conducted on the overall burst-instability of isolated coal pillars by means of the possibility index diagnosis method(PIDM). First, the abutment pressure calculation model of the gob in side direction was established to derive the abutment pressure distribution curve of the isolated coal pillar. Second, the overall burst-instability ratio of the isolated coal pillars was defined. Finally, the PIDM was utilized to judge the possibility of overall burst-instability and recoverability of isolated coal pillars.The results show that an overall burst-instability may occur due to a large gob width or a small pillar width. If the width of the isolated coal pillar is not large enough, the shallow coal seam will be damaged at first, and then the high abutment pressure will be transferred to the deep coal seam, which may cause an overall burst-instability accident. This approach can be adopted to design widths of gobs and isolated coal pillars and to evaluate whether an existing isolated coal pillar is recoverable in skip-mining mines.     

非充分采动采空区与煤岩柱(体)耦合作用机制及应用

 以镇城底矿为工程背景,通过理论分析、相似模拟、数值模拟和现场实测,研究了非充分采动采空区和煤岩柱(体)耦合作用机制。得出如下结论：(1) 不同的工作面布置产生不同的工作面构型、采空区形态和煤岩柱(体)形态,进而造成不同的耦合作用结果,采空区响应对实体煤岩柱(体)的应力及岩体破坏影响很大,数值模拟不可忽略采空区作用;(2) 推导出煤柱极限平衡区宽度表达式,分层开采单一分层时采高降低、大采高和错层位开采存在斜坡均导致煤柱极限平衡区宽度下降;(3) 垮落角对采空区和煤岩柱(体)耦合作用有重要影响,通过相似模拟确定了垮落角并用于数值模拟,得出非充分采动条件下工作面宽度L、最上部关键层跨度L1与垮落角θ之间的关系式;(4) 数值模拟显示非充分采动采空区承载增加,则支承压力相应降低,反之亦然,验证了非充分采动采空区和煤岩柱(体)的耦合作用,数值模拟若忽略采空区承载作用会造成支承压力偏大,应力集中区高度偏大,且位置降低,岩体破坏范围偏大;(5) 根据研究结果,现场将进风巷布置于采空区边缘下方,形成巷顶沿空巷道,该巷道处于整个回采系统应力最低区;而回风巷沿顶板布置,工作面两侧顺槽矿压问题均得到良好控制。     

浅埋近距离房式煤柱下采动应力演化及致灾机制

浅埋近距离房式煤柱下长壁工作面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。针对石圪台矿3–1–2煤层工作面顶板压力大、支架被压死等问题,采用理论分析、数值模拟及现场试验等方法,探讨采动应力演化规律及压架致灾机制。研究结果表明,与莫尔–库仑准则相比,应变软化准则能够准确地反映上层遗留房式煤柱在下层长壁工作面采动应力影响下的变形破坏机制;当上层遗留煤柱较完整,下煤层工作面位于煤柱下方时,受煤柱应力集中及采动影响,下煤层工作面顶板沿煤柱边缘直接切落,载荷集中造成支架压死。通过采前或回采过程中爆破上层遗留煤柱,将顶板压力转移到工作面前方煤岩体内,有效减小工作面围岩应力集中,保证下煤层工作面安全开采。     

Stress evolution with time and space during mining of a coal seam

Mining of the upper protective coal seam is widely practiced in China for coal mine safety, but relief gas may present a new risk of blasting. To control the relief gas effectively, a strain-soften model was built by FLAC^3D software to investigate the stress evolution during the process of mining the upper protective coal seam. The results show that the abutment stress changes rapidly within 10 m in front of the coal face, and the maximum abutment stress is approximately twice the original when the coal seam is mined 20–30 m. The abutment stress should break the rock mass and cause the gas to flow easily. In the stable mining period, the change trends of the x-stress and z-stress are different, and these should also pre-break the rock mass. The stress distributions of the rock mass at different distances under the protective coal seam are different, especially near the coal face, which should greatly affect the gas flow when the space of the protective and protected coal seams change over a large range. The relief angle also changes over a large range, increasing to a maximum approximately 30 m behind the coal face, and it decreases gradually when it is far away from the protective coal seam. The results are helpful for designing the coal face of protected coal seams and borehole layouts to control the relief gas.     

Effects of torpedo blasting on rockburst prevention during deep coal seam mining in the Upper Silesian Coal Basin

In the Upper Silesian Coal Basin(USCB),coal seams are exploited under progressively more difficult geological and mining conditions(greater depth,higher horizontal stress,more frequent occurrence of competent rock layers,etc.).Mining depth,dislocations and mining remnants in coal seams are the most important factors responsible for the occurrence of rockburst hazards.Longwall mining next to the mining edges of neighbouring coal seams is particularly disadvantageous.The levels of rockburst hazards are minimised via the use of rockburst prevention methods.One active prevention method is torpedo blasting in roof rocks.Torpedo blastings are performed in order to decrease local stress concentrations in rock masses and to fracture the roof rocks to prevent or minimise the impact of high-energy tremors on excavations.The estimation of the effectiveness of torpedo blasting is particularly important when mining is under difficult geological and mining conditions.Torpedo blasting is the main form of active rockburst prevention in the assigned colliery in the Polish part of the USCB.The effectiveness of blasting can be estimated using the seismic effect method,in which the seismic monitoring data and the mass of explosives are taken into consideration.The seismic effect method was developed in the Czech Republic and is always being used in collieries in the Czech part of the coal basin.Now,this method has been widely adopted for our selected colliery in the Polish part of the coal basin.The effectiveness of torpedo blastings in the faces and galleries of the assigned longwall in coal seam 506 has been estimated.The results show that the effectiveness of torpedo blastings for this longwall was significant in light of the seismic effect method,which corresponds to the in situ observations.The seismic effect method is regularly applied to estimating the blasting effectiveness in the selected colliery.     

Non-harmonious deformation controlling of gob-side entry in thin coal seam under dynamic pressure

The behavior of gob-side entry under dynamic pressure is totally different from the one driven after the movement of overlying strata above the adjacent coalface goal. The gob-side entry will experience severe roof lateral structural adjustments caused by adjacent coalface mining. Thus the deformation and failure characteristics of narrow coal pillar along the gob should be carefully considered. On the basis of the data of the gob-side entry obtained in a thin coal seam under dynamic pressure, the measures to reinforce the narrow coal pillar are put forward. In addition, the non-harmonious controlling of the rock structures and non-equilibrium gob-side entry deformation is proposed to avoid potential failure. Field practices show that the supporting problems of the gob-side entry under dynamic pressure can be well addressed, which could be used in other similar minin~ cases.     

超化煤矿“三软”煤层采动底板变形破坏的实测研究

通过现场应变实测系统研究了郑州矿区超化煤矿"三软"煤层底板采动变形破坏的深度及其受采动煤壁前方影响的范围。得出了在正常采动情况下厚的软煤和软底对应力和变形的传播具有一定的缓冲作用,受超前应力集中的影响,竖直应力的变化比水平应力大。揭示了中段灰岩组对应力分布和变形破坏的重要控制作用,为豫西煤炭资源向深部开采所引起的底板水防治提供了部分参考的依据。