唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究

 垮落带内含有厚层坚硬岩层时,难以冒落,易在沿空巷道采空区侧形成弧形三角悬板,对沿空巷道产生较大压力。以大同唐山沟8820厚层砂岩顶板首采面无煤柱开采为背景,分析普通充填留巷和切缝沿空成巷侧向顶板断裂结构特征及围岩稳定过程,认为对垮落带内直接顶坚硬层顶板进行合理参数下的切缝,可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束,并沿切缝结构面剪切破断充分冒落接顶,降低破断冲击动载;并通过UDEC数值模拟软件,分析出切缝有利于矸石冒落并支撑上覆岩层,可将上覆基本顶岩层的触矸点前移,限制基本顶回转和下沉作用引起的围岩压力,明显减小巷道围岩变形量。基于理论、数值分析研究结果,确定唐山沟矿8820回风巷巷内加强巷旁密集支柱+巷旁双向聚能爆破切缝的上压下支中间切缝的联合切顶方案。通过井下爆破参数试验、矿压监测分析,评价切顶成巷的效果。井下试验表明：顶板高恒阻大变形锚索、巷内加强巷旁密集支柱、巷旁密集档矸点柱、超前聚能切缝爆破的切顶成巷综合技术,能够有效切落沿空巷道侧向顶板并形成完整巷道,各项指标均满足下一工作面回采要求。     

无煤柱自成巷三维地质力学模型试验系统研制与工程应用EI北大核心CSCD

切顶卸压无煤柱自成巷技术是一种新型煤炭开采方法,利用矿山压力做功与岩体碎胀特性自动形成巷道,实现了煤炭开采无巷道掘进、无煤柱留设。为深入研究无煤柱自成巷开采全过程的覆岩运动机制、矿压显现规律与自成巷变形破坏机制,自主研发了切顶卸压无煤柱自成巷三维地质力学模型试验系统,由反力液压加载系统、自动采煤成巷系统和高精实时监测系统组成。试验系统配备无煤柱自成巷推采、切缝、成巷等核心工艺的成套模拟试验装置,实现无煤柱自成巷采掘留一体化开采全过程的真实模拟与完整工作面矿压规律的监测分析,通过组合式反力装置,可开展5.5 m×2.4 m×3.0 m(长×高×宽)以内不同尺寸模型体的地质力学模型试验。以我国首个N00工法工作面——柠条塔煤矿S1201–II工作面为工程背景,利用该试验系统开展了无煤柱自成巷工艺中最复杂的N00工法的三维地质力学模型试验,揭示了N00工法开采的矿压显现规律,得到了自成巷围岩变形控制机制,明确了自成巷关键破坏部位,提出了相应的工程建议,指导了现场设计与应用。现场试验与模型试验结果相一致,验证了模型试验系统研发与应用的合理性与有效性。     

无煤柱自成巷三维地质力学模型试验系统研制与工程应用

切顶卸压无煤柱自成巷技术是一种新型煤炭开采方法,利用矿山压力做功与岩体碎胀特性自动形成巷道,实现了煤炭开采无巷道掘进、无煤柱留设。为深入研究无煤柱自成巷开采全过程的覆岩运动机制、矿压显现规律与自成巷变形破坏机制,自主研发了切顶卸压无煤柱自成巷三维地质力学模型试验系统,由反力液压加载系统、自动采煤成巷系统和高精实时监测系统组成。试验系统配备无煤柱自成巷推采、切缝、成巷等核心工艺的成套模拟试验装置,实现无煤柱自成巷采掘留一体化开采全过程的真实模拟与完整工作面矿压规律的监测分析,通过组合式反力装置,可开展5.5 m×2.4 m×3.0 m(长×高×宽)以内不同尺寸模型体的地质力学模型试验。以我国首个N00工法工作面——柠条塔煤矿S1201–II工作面为工程背景,利用该试验系统开展了无煤柱自成巷工艺中最复杂的N00工法的三维地质力学模型试验,揭示了N00工法开采的矿压显现规律,得到了自成巷围岩变形控制机制,明确了自成巷关键破坏部位,提出了相应的工程建议,指导了现场设计与应用。现场试验与模型试验结果相一致,验证了模型试验系统研发与应用的合理性与有效性。     

中厚煤层复合顶板快速无煤柱自成巷适应性研究与应用

为解决区段煤柱资源浪费、工作面生产接续紧张的问题,于塔山煤矿8304工作面引入快速无煤柱自成巷技术。首先,对切顶卸压无煤柱自成巷技术的工艺流程及工序时空关系进行总结,以此为基础将围岩结构分为煤体支撑区、动压承载区、成巷稳定区。随后,以该工作面中厚煤层复合顶板地质条件为基础,分别对顶板切缝、聚能爆破、恒阻锚索支护、挡矸支护、临时支护以及松动爆破六项关键技术相关参数进行设计。最后,通过数模模拟、现场监测对相关设计的技术效果进行分析、验证。现场留巷实践显示,最终留巷顶底移近量为261mm,两帮收缩量为390 mm,有效断面尺寸为2 839 mm×4 610 mm,足以满足相邻工作面回采复用需求。     

禾二矿浅埋破碎顶板切顶成巷试验研究

针对浅埋薄煤层沿空留巷在工作面回采后垮落带内顶板不易垮落、沿空巷道动压显现剧烈的关键问题,通过关键理论分析、数值模拟、现场工程地质条件分析等手段,对浅埋深、薄煤层、破碎顶板条件下的切顶成巷技术开展研究,并在该条件下的禾草沟二号煤矿1105工作面回风顺槽进行现场应用。通过数值模拟,对比分析了切顶不充分和切顶充分时沿空巷道围岩应力分布及巷道围岩位移,结果表明:切顶充分时,采空区顶板对沿空巷道顶板动压影响大大减弱,巷道围岩变形较小,能够保证留巷效果。根据禾草沟二号煤矿浅埋、破碎顶板开采顶板运动模式和矿压显现特征,确定了切缝角度和恒阻锚索支护等关键参数,为浅埋、破碎顶板切顶卸压自动成巷的成功应用奠定基础,提出了切顶卸压自动成巷的预裂爆破参数设计、自动成巷支护技术;通过对禾草沟二号煤矿1105工作面回风顺槽留巷的工程地质条件分析,运用切顶成巷技术原理进行了留巷设计,并应用到现场,取得较好的应用效果。     

中厚煤层复合顶板切顶卸压自动成巷工作面矿压显现特征分析

为探究切顶卸压自动成巷技术条件下的工作面矿压显现特征及机制,以塔山煤矿8304工作面为例,在对切顶成巷技术原理及工艺流程进行总结的基础上,提出具体成巷设计,随后通过现场监测、数值模拟以及理论推导等手段,对工作面的矿压分布特征及演化过程进行分析。监测结果显示:(1)工作面中部来压步距最短、来压强度最高,且受留巷切顶影响,工作面来压步距及强度分布呈现非对称性;(2)留巷侧顶板的周期来压步距较之未切缝侧较大,平均增幅为4 m,但来压压强降低,平均来压压强降低2.1 MPa,降幅9.2%,峰值来压强度降低10.2 MPa,降幅25.0%,切顶卸压效果明显,且峰值压力受切顶卸压影响更大;(3)顺槽切顶于工作面的横向影响范围大致为29.75m,越靠近切缝处影响效果越显著。数值模拟进一步发现:顺槽预裂切顶对工作面来压在走向方向上的超前影响范围约为20 m,超前影响范围内,影响程度随超前距离增加逐渐减小;在滞后工作面30 m范围内,滞后工作面距离越远,顺槽切顶卸压影响越大;在滞后工作面30 m之后,顺槽切顶影响幅度基本维持不变。     

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。     

切顶卸压自动成巷岩层运动规律物理模拟实验

为研究切顶卸压自动成巷无煤柱开采(110工法)工艺条件下上覆岩层运动规律及留巷效果,以店坪煤矿5–200工作面工程实例为原型,开展岩层运动尺度110工法物理模拟实验研究。采用石膏粉、细河沙、重晶石粉等相似材料构造砂质泥岩、中砂岩、石灰岩以及煤岩4种岩层;根据不同推进尺度沿煤层走向设计6种开挖步骤,用于观测有不同开挖阶段下的上覆岩层的垮落规律及留巷围岩的变形特征。实验中,采用可见成像、高精度数字散斑成像以及现场人工素描等方法来观测岩层的垮落规律。研究结果表明:当工作面开挖12 m,直接顶完全垮落;工作面开挖16m,基本顶完全垮落,工作面开挖20m,上覆岩层垮落达到稳定状态。受切缝影响,覆岩运动前期切缝侧岩层超前于未切缝一侧垮落,且位移大于未切缝一侧;后期由于岩层的碎胀性,切缝侧采空区填充效果较好,其垂向位移小于未切缝侧,且离层多集中于未切缝侧。全场位移云图及巷道顶底板位移监测表明,顶板垂向位移最大10mm,底板垂向位移最大4mm,围岩稳定性较好,说明通过顶板预裂切缝,有效缓解巷道围岩压力,控制围岩变形。     

浅孔爆破机制及其在厚层坚硬顶板沿空留巷中的应用

为了预防坚硬顶板沿空留巷顶板大面积来压等动力灾害,结合新超煤矿坚硬顶板沿空留巷的工程背景和地质条件,采用理论分析的方法,阐述浅孔爆破的分区特征及各自的计算式;建立坚硬顶板沿空留巷切顶力学模型,给出在爆破切落直接顶的条件下巷旁充填体切落基本顶的切顶阻力计算式;采用LS-DYNA3D数值计算软件建立浅孔爆破模型,分析浅孔爆破有效应力演化和传播规律,结合理论计算确定浅孔爆破的相关参数。提出浅孔爆破切落直接顶,高水材料构筑巷旁充填体切落上位基本顶的坚硬顶板控制技术,并采用锚杆支护配合单体液压支柱的巷内支护技术。现场应用及矿压监测表明,该技术有效地控制了沿空留巷围岩变形。     

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。     

薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究

 以南屯煤矿1610工作面为工程背景,对薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数进行研究。通过对薄煤层工作面回采过程中顶板受力状态分析,确定影响薄煤层切顶卸压沿空留巷的关键参数为顶板预裂切顶高度、预裂切顶角度以及预裂爆破钻孔间距。数值模拟分析结果表明,当直接顶岩层厚度远大于采空区高度时,应在预裂切顶高度满足岩层下沉弯矩产生的拉应力使直接顶整体拉断的同时,预裂切顶面应向采空区偏转一定角度,从而有效切断采空区顶板与留巷顶板间的应力传递,实现顶板的顺利切落成巷。在此基础上,通过现场预裂爆破试验,确定最佳预裂爆破钻孔间距。研究成果在现场实际工程中成功实施,对于切顶卸压沿空留巷技术在薄煤层开采中的推广应用具有重要的借鉴意义。     

深孔爆破在深井坚硬复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用

 为防止深井坚硬顶板沿空留巷的充填墙体在顶板垮落时被压坏,特采取深孔爆破强制放顶来释放顶板压力以提高沿空留巷的护巷效果。通过数值模拟和理论分析的方法,阐述深孔爆破强制放顶的卸压机制。炸药在坚硬岩体中爆破,爆破孔周边的岩体受爆轰应力波作用产生大量裂隙并发生大幅度位移,使爆破孔周围的应力重新分布,厚层顶板垮落,降低了巷旁充填墙体的附加载荷,从而起到护巷作用。最后,在潘一矿东区1252(1)工作面进行超前深孔爆破强制放顶的现场应用,在经历工作面回采和充填留巷稳定阶段后,墙体整体维护效果良好,对类似条件下沿空留巷强制放顶具有很好的借鉴意义。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

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。     

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。     

大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策

 针对大断面强采动综放煤巷开掘过程中出现的顶板非对称变形破坏现象,以王家岭煤矿为工程背景,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟和井下试验等手段,对变形破坏机制与控制对策进行研究。得出如下结论：(1) 综放煤巷顶板呈现非对称变形破坏特征,表现为煤柱侧顶板严重下沉、剧烈水平滑移变形及肩角部位顶板错位、嵌入、台阶下沉等;(2) 侧向基本顶于煤柱上方距采空区边缘6～7 m处发生破断,基本顶的破断和回转下沉运动引起的不均衡支承压力q和回转变形压力?是沿空巷道不对称变形破坏的根本力源,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位;(3) 受采空区不稳定覆岩运动和巷道开挖影响,巷道围岩结构和应力分布以巷道中心线为轴呈非对称性分布,而原有支护未能对煤柱侧顶板及肩角等部位加强支护且无法适应顶板剧烈水平运动,巷道掘出后呈现出非对称矿压显现,后期受到本工作面回采影响,非对称变形破坏进一步加剧。(4) 分析该类巷道支护原理,提出集高强锚梁网、非对称锚梁桁架结构、预应力锚索桁架的非对称控制体系,阐述其控制机制,并进行方案设计和工程应用。数值模拟和工程实践表明,该技术可有效减弱顶板应力和位移分布的非对称性,控制围岩非对称变形破坏。     

综放沿空留巷围岩稳定性影响分析

在工程实践基础上，采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型，详细分析了综放沿空留巷围岩移动规律，系统分析了老顶断裂位置、端头不放顶煤长度、原有巷道支护技术、充填体宽度、充填方式和充填体强度对综放沿空留巷围岩稳定性影响规律，得出了许多有益的结论。研究结果表明，在保证顶煤及顶板稳定前提下，合理利用围岩移动规律，确定合理充填方式和充填体强度，既能保证充填体稳定，又能达到很好的留巷效果。     

坚硬顶板水压致裂控制理论与成套技术

煤矿坚硬顶板具有硬度大、整体性好、分层厚度大等特点,导致诸多围岩控制与安全难题。水压致裂可改造顶板岩体结构,控制工作面顶板的冒落;提出坚硬顶板水压致裂控制的理论与成套技术框架。采用真三轴实验系统等研究揭示水压裂缝的扁椭球体典型形态和空间转向扩展形态,给出围压主应力差、排量、层面与原生裂隙等对水压裂缝扩展的影响规律,考虑围岩的应力应变状态与控顶效果,阐明定向压裂临空坚硬悬顶的断顶线位置适当内错煤柱的原理。给出采动岩体水压致裂的时空关系及确定方法。针对裂缝形态的控制要求,提出定向水力割缝致裂等系统的控制致裂方法,在此基础上研制煤矿井下高压(60 MPa)水压致裂的成套装备。针对不同类型工程特点,控制水压主裂缝扩展、翼型裂纹扩展和吸水湿润作用,使顶板及时充分冒落,实现围岩弱化、应力转移、诱导矿压破煤等功能。研发了工作面端头悬顶、切眼及中部坚硬顶板、坚硬顶煤弱化、综放面初采瓦斯、临空巷道冲击地压和大变形等控制成套工艺技术。成套技术与装备已在大同矿区、神东矿区等推广应用。与传统爆破弱化顶板相比,水压致裂弱化顶板管理简单、扰动小、安全性高、工程量少、作用范围大、控制距离远,且经济成本不到其1/10,在深部开采中更具有优势。     

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.