“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。     

到界边坡下螺旋钻机开采顺序对煤柱稳定性的影响研究

对到界边坡下采用螺旋钻机开采煤柱不同开采顺序引起的破坏过程进行了数值模拟。模拟结果再现了不同开挖顺序对煤柱破坏的影响,模拟结果表明:层间不同开采顺序对煤柱稳定性影响较大,而同一层内开挖顺序影响不明显;研究结果为优化煤柱设计和现场施工工艺提供了理论依据。     

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。     

短壁开采覆岩关键层黏弹性分析与应用

根据短壁开采条件下保护煤柱的布设特点，建立由保护煤柱支承的关键层力学分析模型。针对不同采场设计参数进行关键层受力及变形的弹性和黏弹性分析，得到弹性介质关键层下沉量的理论计算式，及黏弹性介质关键层变形随时间变化的表达式。评价不同采场参数对关键层随时间变形的影响，给出理想的建筑物下短壁开采设计参数范围，为“三下”开采设计和长期地表沉陷预计提供理论依据。     

采场底板断层防水煤柱留设研究

采场断层防水煤柱的合理留设关系到煤矿安全较大，其留设不仅要考虑断层本身的性质，还应考虑矿山压力这个因素。采场附近煤体划分为弹性区和非弹性区，但非弹性区不具有隔水性能。根据采场支承压力的分布特征，推导出非弹性区范围的计算公式；根据推进方向上采场底板应力分布特征，应用计算机模拟矿山压力高峰应力在底板中传播的方向，建立采场底板突水的力学模型，得出底板水通道是由断层和被矿山压力破坏的底板岩层联合组成的结论。其突出的条件为：煤层开采造成的底板破坏深度不小于底板高峰应力线与断层交点的深度。在此基础上推导出采场断层防水煤柱留设计算公式，并用实例验证该公式的合理性。     

浅埋煤层长壁留煤柱开采方法的有限元分析

针对陕北府谷县郭家湾煤矿的浅埋煤层开采，通过对开采方法的研究，采用有限元仿真试验模拟方法，对实际采用的隔离煤柱和区内煤柱留设的不同方案进行了计算模拟试验，研究了采场煤柱群及上覆岩层的稳定性，探讨了造成大面积垮落灾变的机理，为陕北浅埋煤层以及西部类似条件下中小矿山合理、安全、经济的开发提供了重要的参考依据。     

非对称综放开采煤层三维应力分布特征及其层厚效应研究

基于非对称综放开采布置特点,以谢桥煤矿1151（3）综放面地质技术条件为背景,采用计算机数值模拟,并结合现场实测研究,揭示非对称开采煤层三维应力分布及一次开采煤厚变化对应力分布的影响规律。研究结果表明,非对称开采工作面煤层应力呈非对称分布,煤柱侧工作面煤层应力峰值及其超前距离和应力降低区的范围最大;随一次开采煤厚的增加,煤层应力峰值降低,峰值距煤壁的距离增大,应力向煤层深部煤体转移。研究为煤柱合理留设、巷道合理布置、采场围岩稳定性控制、提高煤炭资源采出率、安全高效开采等方面提供理论依据。     

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。     

综放面倾向煤柱支承压力分布规律研究

在较薄厚煤层综放面倾向煤柱支承压力现场实测的基础上，应用弹塑性极限平衡理论，考虑煤层厚度及倾角的影响，分析得出综放面倾向煤柱支承压力峰值位置的计算式及分布规律。该研究为综放回采巷道的合理布置及护巷煤柱参数的合理确定提供了依据，有利于改善巷道维护状态和提高煤炭资源采出率，并为类似条件下的综放开采提供有益借鉴。     

超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究

为了确定超长孤岛综放工作面巷道煤柱的合理尺寸,采用FLAC3D软件模拟分析了不同长度孤岛综放工作面不同宽度煤柱的支承压力与变形破坏规律。初采期间,大煤柱(宽20m)倾向支承压力整体上随着至巷帮距离的增大而减小;随着工作面推进而增大。小煤柱(宽4～6m)初采期间走向支承压力峰值随工作面推进而增大,且峰值超前煤壁的距离也增大;正常推进期间,随顶板变形逐渐趋于稳定,支承压力峰值降低,但煤柱压力峰值至煤壁前方煤体支承压力影响范围内压力增高。煤柱支承压力峰值超前煤壁一定距离,且此距离随工作面长度加大而减小。加长孤岛综放工作面长度,护巷大煤柱和小煤柱的支承压力均减小,可以减小护巷煤柱宽度。     

煤柱应力应变分布的光纤监测试验研究

为科学留设区段煤柱,基于光纤传感监测技术,从煤柱内部应力应变角度研究煤柱的合理尺寸及其稳定性。制作平面物理相似材料模型,通过3个工作面开挖形成2个区段煤柱,在煤柱内分别埋设5个光纤Bragg光栅传感器及分布式传感光纤,同时,在模型底板铺设60个压力传感器,监测煤柱内部应力应变变化。试验表明,煤柱内部垂直应变随工作面推进而增大,水平应变随工作面推进呈“马鞍形”分布;煤柱的破裂区宽度约为3～5 m,塑性区宽度约为5～8 m,弹性区宽度约为22～27 m;1^#区段煤柱和2^#区段煤柱一侧开采时,对应的应力集中系数分别为1.54和2.04;两侧均为采空区时,应力集中系数分别为1.99和2.18。光纤光栅监测结果揭示了煤柱内部应力应变规律,为煤柱稳定性实时监测提供了科学手段。     

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。     

在构造应力场中采动对底板运输巷道稳定性的影响

利用有限元软件，建立了底板运输巷道锚喷支护稳定性分析的三维计算模型，分析了在范各庄煤矿构造应力场条件下不同工作面回采顺序对底板运输巷道稳定性的影响。提出在构造应力场中，开采运输巷道上方的煤体使巷道产生拉伸形变是巷道破坏的主要根源。指出在保留上方煤柱使运输巷道处于近似双向等压条件下，以减轻或避免回采引起的支撑压力的强烈影响，为在高水平应力场条件下底板运输巷布置的重要原则。经开滦范各庄工程实践检验，输运巷道使用期间减少了维护量，并保持了巷道稳定。     

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。     

A study of highwall mining panel stability

This study describes numerical work carried out to investigate the stability of a highwall mining panel using local mine stiffness (LMS) theory. This theory estimates whether any small change in the equilibrium state of the stress field in the mining region provokes a sudden release of energy or induces a large change in the geometry of the mine system. This study focuses solely on panel instability that may arise due to pillar crushing. Panel instability that may arise due to slip along pre-existing faults has not been considered.The major conclusion of the study is that the use of the LMS concept, leading to a calculation of a panel factor of stability (PFS), used in conjunction with a factor of safety (FoS), can provide added confidence to a highwall mining panel layout design.A wide range of sensitivity analyses was conducted to gauge the most significant factors (such as pillar width-to-height ratio, mass coal strength, host rock stiffness, and rock/coal interface properties, panel configuration, etc.) that would affect the highwall mining panel stability. The major finding is that a FoS value of about 1.2 is the critical level below which the PFS starts to decrease rapidly, so that the stability of the panel is threatened. This statement is true over the wide range of factors considered in this paper. However, the results of this study may not be directly applied outside these ranges of geomechanical parameters and panel geometries or for different analysis techniques. If the input parameters lie outside the ranges of this study, both the FoS and the PFS need to be calculated for the layout and the specific trend of the PFS versus the FoS be further established. Previous back-analyses undertaken in a number of highwall mining pits have found that a design FoS of less than 1.2 did not ensure even short-term stability (less than a year). One such example is included in this study.     

Empirical approach for designing of support system in mechanized coal pillar mining

Mechanized room-and-pillar system of coal pillar mining using side dump loading machine or load haul dumper machine, or by continuous miner, is the presently most dominant underground method of extraction in India. Under this method of extraction, strata control is a major problem affecting safety and productivity of the mine. As per existing Director General of Mine Safety guidelines, systematic support rules must be followed at the depillaring faces irrespective of immediate roof rock type and competency. Therefore, there is a high chance that sometimes these systematic support rules give unnecessarily high support, or sometimes inadequate support, which may lead to roof failure at the face. As a result, there is a big loss of life and material including coal in terms of left-out ribs/stooks and other associated mining equipment deployed at the faces. Therefore, in the present paper, authors attempted to develop generalized empirical equations for estimating the required support load density at different places of the face based on geotechnical parameters of the mine and physico-mechanical properties of the immediate roof rocks for designing of support system during mechanized coal pillar mining.     

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.     

近松散层开采孔隙水压力变化 及其对水砂突涌的前兆意义

 开采沉陷离心模型试验表明,采空区和煤柱上方的黏土层中的孔隙水压力在煤层开采之后,出现积聚和消散现象,超静孔隙水压力增量最大可达垂直自重应力的15%～22%。采动孔隙水压力监测模型的试验表明,采动引起的承压含水层中孔隙水压力的变化特点同煤层开采进度以及顶板周期来压密切相关,煤柱上方含水层中孔隙水压力一般表现为先升高后降低,工作面上方含水层中孔隙水压力变化与开采位置有关,当工作面通过测点下方时,孔隙水压力出现明显的下降,当测点处于采空区中部时,孔隙水压力升高并会保持一段时间。采后顶板下沉期间各测点孔隙水压力均呈下降趋势。突砂模型试验表明,一旦抽冒或形成水砂突涌后,含水层内孔隙水压力表现为剧烈下降并形成瞬时负压,水压下降后随突涌过程发展保持在某稳定水平上,突砂口附近呈现相应的水力坡降。由以上试验结果可知,孔隙水压力可以作为近松散含水层开采溃砂灾害预警和监测的重要前兆信息源。