大变形回采巷道蝶叶型冒顶机理与控制

大变形回采巷道冒顶控制问题一直以来是制约煤矿安全高效回采的重大难题,根据巷道围岩蝶形塑性区理论,以保德矿大变形回采巷道围岩非均匀破坏为背景,分析了回采巷道采动应力场的非均匀演化规律及其作用下的塑性区形态特征。研究表明:1高偏应力环境下巷道围岩塑性区会呈现蝶形分布,蝶形塑性区具有方向性,蝶叶位置会随着主应力方向的变化而改变;2受采动影响后,回采巷道围岩中会产生较大偏应力,且最大主应力方向向回采工作面一侧发生倾斜偏转,使蝶叶位于巷道顶板;3顶板蝶叶内岩石遭到严重破坏,同时伴有巨大膨胀压力和强烈变形,当锚杆(索)不能承受蝶叶内围岩重量时,巷道便发生蝶叶型冒顶。提出采用接长锚杆控制大变形巷道蝶叶型冒顶的方法,现场应用效果良好,为大变形回采巷道冒顶控制提供了新手段。     

煤与瓦斯共采钻孔增透半径理论分析与应用

在煤与瓦斯共采时,受采动加、卸载应力影响,瓦斯抽采钻孔围岩塑性区内煤体会产生大量裂隙,增大了瓦斯的渗透率,形成瓦斯增透圈,增透圈半径的大小直接影响瓦斯的抽采效果。以钻孔围岩"蝶形塑性区"理论为基础,建立了钻孔塑性区与瓦斯增透圈模型,首次推导出了钻孔增透圈半径解析式。深入分析了钻孔增透半径影响因素发现:增透半径与钻孔半径成线性正比例关系,与最小围压和围压比值呈类指数增长关系,与岩石黏聚力和内摩擦角呈负指数变化关系;其中最小围压与围压比值是影响增透半径的关键因素,深部开采与高围压比值是形成大尺寸有效增透圈的必要和充分条件。这一理论为煤与瓦斯共采中瓦斯抽采钻孔间距设计、位置选择、方向确定、采场与钻孔布置在时间和空间上关系协调提供了科学依据。     

煤层巷道蝶型冲击地压发生机理猜想

根据巷道围岩蝶形塑性区理论,分析了巷道围岩蝶形塑性区蝶叶瞬时急剧扩展的突变特征,提出了煤层巷道蝶型冲击地压发生机理猜想,认为煤巷冲击地压是由于巷道围岩蝶形塑性区的蝶叶瞬时爆炸式扩展引起的,阐明了该类型冲击地压形成、演化及发生的力学本质和物理过程。提出了蝶叶突变型冲击地压发生的必要与充分条件,建立了煤层巷道冲击地压判定准则,合理解释了巷道顶板冲击、底板冲击、煤帮冲击等不同类型的冲击地压发生机理。该猜想能够预见巷道冲击地压发生时必然产生至少1个、最多4个巨大的蝶叶塑性区的未知现象,可以获得煤巷冲击地压危险性评价和预测的关键指标和可测参量。     

浅埋薄基岩采煤工作面上覆岩层纵向贯通裂隙“张开-闭合”规律

浅埋深薄基岩采煤工作面上覆岩层纵向裂隙贯通是形成溃砂溃水通道的主要因素,为掌握该种裂隙“张开-闭合”规律,采用相似模拟、理论分析、现场实测等综合研究方法,深入分析了该种裂隙的张开闭合过程与形式,结果表明：纵向贯通裂隙的张开始于周期来压来临之前,随着工作面的继续推进,该种裂隙随着水平力、岩块错位量的动态变化而逐渐扩展,当扩展至极限时,纵向贯通裂隙随着关键岩块的切落而迅速闭合,伴随着下次周期来压的出现,之后出现该贯通裂隙的进一步压实,以及下一条纵向贯通裂隙的出现。基于上述研究,从工作面推进速度、液压支架支撑力、采空区的充填程度等易于工程控制的3个方面阐述了其对纵向贯通裂隙张开闭合的影响机制,为浅埋薄基岩工作面溃砂溃水隐患控制提供有效依据。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

巨厚砾岩下回采巷道冲击破坏机理

为探究巨厚砾岩下回采巷道冲击破坏机理,以千秋煤矿21141工作面(半孤岛面)运输巷为工程背景,首先采用数值模拟手段分析正常工作面和半孤岛面主应力场特征和回采巷道围岩区域主应力场特征,以及顶板破断产生的扰动作用对巷道围岩塑性区的影响。结果显示半孤岛开采引起的最大主应力较大,巷道围岩塑性区呈蝶形分布且在煤层中出现急剧扩展。然后分析巷道围岩蝶形塑性区急剧扩展的力学机制,得出巷道RPP曲线,阐述巷道冲击破坏的敏感因素,并揭示巨厚砾岩下回采巷道冲击破坏机理:处于半孤岛面中部的回采巷道在受到顶板破断产生的扰动作用后,巷道围岩区域主应力场突然发生改变,导致围岩蝶形塑性区急剧扩展,并以声响、震动和煤岩体抛出的形式释放存储于体内和围岩系统中的大量弹性能,出现爆炸式破坏的动力现象。     

顶板冲击载荷作用下巷道支护体系动力响应特征研究

基于某矿实际地层分布与巷道支护情况,建立了全围岩煤矿巷道和邻近采空区巷道的动力学数值模型,分析了巷道上方不同位置冲击动力下巷道围岩和支护体系的动力响应规律以及邻近采空区小煤柱护巷对巷道支护防冲的影响。研究结果表明:巷道正上方坚硬顶板冲击动力下,巷道直接顶围岩质点运动速度和冲击力最大,随着冲击动力源沿顶板展布方向偏离巷道中线距离的增大,巷帮质点运动速度和加速度逐渐增大,在偏离中线约60 m时,巷帮质点运动速度和加速度值达到最大值,而冲击动力源偏离中线距离大于60 m后,巷帮质点运动速度和加速度值逐渐减小。此外,巷道上方顶板冲击下,巷道锚杆中段应力变化幅值最大,随着顶板冲击源偏离巷道中线距离增大,巷道潜在破坏的锚杆位置由巷帮向顶板区域转移。临近采空区巷道情况下,采空区上方顶板冲击会引起巷道帮部质点产生较大的质点加速度,并造成巷帮和小煤柱中锚杆失效,而远离采空区并偏离巷道中线60 m之外的顶板冲击下,采空区对巷道支护体系动力响应的影响较小。     

深埋薄基岩大跨度切眼顶板失稳垮落规律

为获得深埋薄基岩大跨度切眼顶板在回采过程中的失稳垮落规律,以赵固二矿1105大采高工作面切眼为研究背景,首次采用分离式顶板深部位移监测仪与锚杆(索)工况监测仪传感器留设采空区、二次仪表外移的方法,实时监测回采过程中切眼顶板变形破坏规律与锚杆(索)支护力动态变化,同时构建了大跨度切眼顶板断裂失稳的力学模型,阐述了顶板失稳垮落的力学机制。结果表明:切眼顶板的失稳垮落形式表现为高层位顶板分次瞬时断裂,顶板失稳垮落层位在6 m以上,顶板初次断裂完成后仍能形成具有一定自稳能力的铰接岩梁,随着工作面的继续推进,发生二次断裂并随之完全垮落;顶板初次断裂时变形速率可达5.3~19.4 mm/min,伴随着锚索锚固失效,二次断裂期间变形速率相对较小,约为2.6~7.2 mm/min。     

大变形巷道顶板可接长锚杆支护系统性能研究

为解决大变形巷道支护成本高、效果差的技术难题,研发了一种新型可接长锚杆。针对大变形巷道顶板变形破坏特征进行研究,对比分析了普通锚杆、传统锚索及可接长锚杆的受力与变形特性,构建了围岩-支护系统本构模型,提出了顶板可接长锚杆支护系统,并应用于五家沟煤矿5203回风巷道,有效地控制了顶板的持续变形。结果表明:4 m可接长锚杆的最大延伸量为685 mm,破断载荷为195 kN,在充分发挥高延伸性的同时,保证了较高的支护阻力;顶板可接长锚杆支护系统后期的稳定性及支护强度均大于顶板锚索支护系统。现场监测表明,采用可接长锚杆支护系统维护的顶板,下沉量减小了33%以上,支护强度在160~180 kN的可接长锚杆的比例可达87.5%,实现了强力支护与有效让压。     

掘进巷道蝶型煤与瓦斯突出机理猜想

借鉴巷道蝶型冲击地压理论及非线性动力系统理论,提出了掘进巷道蝶型煤与瓦斯突出机理的猜想,认为掘进巷道煤与瓦斯突出的力学本质是巷道掘进工作面前方极短时间内出现一定程度的蝶形塑性区增量,引发围岩内弹性能与瓦斯能的叠加并迅速释放,进而发生煤与瓦斯突出。从蝶型冲击地压与蝶型煤与瓦斯突出在塑性区变化规律上的一致性及突出能量源的大小等方面对猜想的合理性进行了论证,构建了煤与瓦斯突出危险性的评估指标体系,提出了发生煤与瓦斯突出的强度、应力、角度和触发事件等4个必要条件,确定了发生煤与瓦斯突出的充分条件;首次对煤与瓦斯突出现象、发生条件与过程进行了定量分析与定量(非定性)解释。研究成果为煤层巷道煤与瓦斯突出的预测、预报和防治提供了全新的思路。