浅埋近距离一侧采空煤柱下切眼位置对推出煤柱压架灾害的影响规律

针对浅埋近距离煤层工作面在推出上覆一侧采空煤柱过程中普遍出现的压架现象,以神东矿区石圪台煤矿1-2煤一盘区4个工作面的开采实例为背景,就一侧采空煤柱下切眼位置对压架发生的影响规律进行研究,由此提出避免出一侧采空煤柱压架的切眼位置确定方法.结果表明:随着一侧采空煤柱下切眼位置逐渐远离煤柱边界,煤柱上方关键层在工作面推出煤柱时的破断形态将随之改变,即由无法破断转变为大跨度悬臂式破断再转变为先初次破断后周期破断,最终影响到压架的发生及其强度.若在近距离煤层间存在关键层时,则煤柱上方关键层的破断形态还将受到该关键层破断与否及其破断形态的影响.由此针对煤层间是否存在关键层,按照切眼布置位置的不同将工作面出一侧采空煤柱的开采划分为2类7种.据此提出保证煤柱上方关键层不发生破断或其破断块体的回转对支架不产生影响的切眼位置确定方法,为压架灾害的防治提供参考和依据.     

深部厚硬顶板综放开采覆岩运移三维物理模拟试验研究

为分析深部厚硬顶板破断对厚煤层安全开采的影响,根据胡家河矿402102工作面工程地质和开采条件,构建了大型真三维相似物理模拟试验(3500 mm×3000 mm×2000 mm),开展了留煤柱双工作面开采的试验研究。利用光栅位移连续监测装置对采动覆岩位移进行实时监测,获得了厚硬顶板条件下厚煤层开采覆岩破断运移规律和"三带"动态演化特征。研究结果表明:厚硬关键层变形破断时,软弱岩层会发生协同运动,位移监测点位移量发生突增,监测点位移曲线随工作面推进呈"台阶式"变化。在一侧临空条件下,402102工作面亚关键层1(粉砂岩)初次破断步距为43 m,周期破断步距为21 m;亚关键层2(含砾粗砂岩)初次破断步距为74 m,周期破断步距为51 m;亚关键层3(中砂岩)初次破断步距为171 m。当亚关键层2发生周期性破断和亚关键层3发生初次破断时,采空区位移监测点位移量均发生增幅,覆岩发生大范围整体性运动,矿压显现较为剧烈;受402103采空区采动覆岩结构的影响,在402102工作面回采时,其回风巷侧覆岩运移较为剧烈,巷道受动压影响较大。根据位移监测点的位移量和覆岩变形碎胀因子max(Ki)的大小,对采动覆岩"三带"发育形态进行了初步判别,亚关键层1(粉砂岩)和亚关键层2(含砾粗砂岩)均处于冒落带中,且随着工作面推进,冒落带和裂隙带高度呈"台阶式"增大。     

特大采高综采面关键层结构形态及其对矿压显现的影响

 通过对我国首个7.0 m支架综采工作面开采的现场实测、模拟试验与理论分析,就神东矿区特大采高综采工作面覆岩关键层结构形态及其对矿压显现的影响规律与支架合理工作阻力的确定等问题进行了深入研究。结果表明：由于特大采高工作面采高明显增大,覆岩亚关键层1易进入垮落带中,不能形成“砌体梁”结构,而呈“悬臂梁”结构周期性破断,形成工作面的周期来压,周期来压的持续长度与支架控顶距接近,较关键层“砌体梁”结构来压持续长度明显偏大。一定条件下,覆岩亚关键层2的周期破断会引起亚关键层1的提前破断,并造成工作面周期来压步距和来压强度呈一大一小的周期性变化。提出了特大采高综采面不同覆岩关键层结构形态时支架工作阻力的确定方法,并依此确定了补连塔煤矿22303工作面7.0 m支架的合理工作阻力为17 612 kN,现有支架额定工作阻力16 800 kN,在工作面部分区域略显偏小。     

岩层移动离层演化规律及其应用研究

通过试验与理论分析 ,对岩层移动过程中的离层位置与离层量、离层动态发育特征及其影响因素进行了深入研究。结果表明 :覆岩离层主要出现在各关键层下 ,覆岩离层最大发育高度止于覆岩主关键层。当相邻两关键层复合破断时 ,尽管上部关键层的厚度与硬度比下部关键层大 ,其下部也不会出现离层。关键层初次破断后的离层区长度和最大离层量仅为关键层初次破断前的2 5 %～ 3 3 %。因此 ,离层区充填应在关键层初次破断前进行 ,并保持关键层不破断。针对目前覆岩离层区充填工艺不能阻止覆岩关键层初次破断的问题 ,提出了离层区充填与留设煤柱相结合的“覆岩离层分区隔离充填减沉法” ,发展了覆岩离层充填减沉技术     

工作面上覆采空区大面积悬顶隐患治理技术

针对房柱式采空区下方近距离煤层开采时上覆煤柱易失稳,容易发生顶板大面积突然垮落进而造成强动压灾害的问题,以中煤华昱公司元宝湾煤矿为工程背景,分析了6号煤工作面回采过程中上覆4号煤房柱式采空区顶板突然大面积垮落的可能性,研究了复合采空区条件下煤层开采顶板致灾机理,引入了分段定向水压致裂强制放顶技术手段。通过在元宝湾矿6煤6203回采工作面切眼及顺槽运用定向水压致裂技术对工作面顶板及上覆采空区顶板进行弱化治理,缩短了工作面初次来压和周期来压步距,减小了工作面来压强度,成功地防治了上覆房柱式采空区大面积悬顶导致的垮落致灾隐患,保证了工作面的安全回采。取得了良好的经济和社会效益,并为类似矿井的安全回采提供了实践参考。     

综放开采围岩活动影响下瓦斯运移规律及其控制

 博士学位论文摘要　将综放开采矿山压力新理论、覆岩结构及其活动特征与瓦斯运移聚集规律有机结合, 通过现场矿压观测、适时瓦斯监测、相似材料模拟、电液伺服试验、理论分析及有限元解算等方法, 对含瓦斯厚煤层实施综放工艺时顶煤顶板活动规律及其内瓦斯运移聚集形态进行了系统深入的定性定量分析。从分析含瓦斯煤岩体微观结构特征入手, 探讨了矿压作用下煤岩与瓦斯的宏观运动形态, 从而得出综放开采富含瓦斯煤层的安全控制理论与实践技术。论文视含瓦斯煤岩体为不连续的多相介质材料, 并深入到材料的微观机制抽象出其微结构模型, 分析了其结构形态在煤岩体变形和瓦斯运移过程中的变化形式; 定量分析了煤岩体内孔隙裂隙分布及破碎后的块度变化的分形维数值, 认为采动后支承压力等因素使煤岩体破坏, 从而影响其分维值, 煤岩的极限粒度越小,瓦斯放散解析速度越快, 瓦斯运移潜能越大, 表征其吸附特性的V an derW aals 力下降越多; 综放开采使煤岩力学介质变化显著, 支承压力作用下煤体经历初期压缩、强烈压缩、滑移与离散、流动放出4 个过程, 顶煤介质状态可由宏观连续介质转化为碎裂介质和块裂介质。基于魏家地矿和阳泉五矿的综放面及巷道矿压观测、瓦斯监测和采空区束管监测, 认为本煤层开采时支承压力使煤体孔隙率、渗透系数和瓦斯压力发生很大变化, 且支承压力变化状态与瓦斯运移变化在时间和空间上有一致性; 首次将综放面前方煤体划分为无压瓦斯自由放散区、卸压瓦斯涌出活跃区、降压瓦斯涌出变化区、升压瓦斯涌出变化区及稳压瓦斯正常涌出区; 周期来压时, 瓦斯绝对涌出量和相对涌出量分别比来压前增加了44% 和54%; 统计国内11 个矿井生产面, 覆岩关键层初次来压时, 采场瓦斯绝对涌出量是来压前的1. 21～ 3. 44 倍, 相对涌出量是初垮前的1. 21～ 6. 75 倍; 关键层失稳经历不同, 使综放采空区后方垮矸碎胀系数具有明显的分区性, 据计算碎胀系数和瓦斯浓度、氧浓度变化可将其划分为自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区, 自然堆积区和载荷影响区是分析瓦斯流态的关键区, 其内瓦斯的紊流和过渡流态可用非线性渗流方程表示。关键层初次破断失稳的动态冲击力, 一方面克服了风流压力和漏风阻力将富集于支架上方断裂煤壁及架后采空区瓦斯压向采场, 另一方面在碰撞作用点附近使采空区垮矸空隙率降低形成模拟墙, 从而使墙体前方瓦斯迅速挤向采场; 顶板来压前工作面支承压力达到最大, 使直接顶、顶煤体剪切破坏, 煤体屈服, 卸压范围扩大, 支承压力与瓦斯压力梯度联合作用使煤体瓦斯解析并向采场涌出; 关键层作为板的破断呈“O 2X”型特征, 在其交点处首先形成导气通道, 顶板来压期间关键层及其覆岩因变形特性不同而不协调垮落, 便将离层裂隙聚集的瓦斯通过“O 2X”破断裂隙挤入采场, 因此得出结论: 综放面瓦斯大量快速涌出是矿山压力的一种显现。综放开采使垮落带和规则移动带高度增加, 为瓦斯运移聚集提供了较大活动范围。关键层与其上覆或下伏岩层间不协调变形将形成覆岩离层裂隙和破断裂隙; 在煤层采厚2. 6～ 3. 4 倍高度以下破断裂隙较发育, 其上以离层裂隙为主, 随综放开采两类裂隙的时空发展有明显的三阶段特征, 即切眼和回采面附近覆岩采动裂隙发育, 采空区中部裂隙则被重新压实; 覆岩垮落及离层高度受关键层及其结构的影响而呈动态变化, 随顶板初次来压和周期来压, 离层高度呈跳跃性变化, 从而为裂隙带内瓦斯运移聚集的剧变提供了时空条件。综放开采前期是瓦斯运移及控制的关键时期, 覆岩采动裂隙带是经破断与离层裂隙贯通后在空间形成关键层下似椭圆抛物面内外边界所包围的椭抛带(EPZ) 分布, 椭抛带层面的切割为椭圆形裂隙发育区; 关键层破断后, 裂隙带宽在初采边界处相当于初次来压步距, 在综放面上方则变化在1～ 2 倍周期来压步距之间; 采动裂隙带的发生、发展基本受制于覆岩关键层层位及其所形成砌体梁结构的变形、破断和失稳形态; 当主关键层切割椭抛带时, 采动裂隙呈椭球台状, 层面展布的椭圆形裂隙区仍将存在。表征覆岩离层特征的位移曲线主要取决于关键层断裂块度的大小, 由此可计算出关键层初次失稳前后离层裂隙的当量面积及其空隙率和渗透系数。综放开采时瓦斯涌出特点决定了其在覆岩采动裂隙带内具有升浮和扩散两种运移方式。不均衡性瓦斯涌出带, 与周围环境气体存在密度差而升浮, 在浮力作用下沿破断裂隙上升过程中不断渗入周围气体, 使涌出源瓦斯与环境气体的密度差渐减至零, 瓦斯则会漂浮在离层裂隙发育区, 瓦斯升浮高度与本煤层及邻近层瓦斯含量及涌出强度成正比; 混入矿井空气中的瓦斯(CH4) 在其浓度梯度作用下会引起气体分子的普通扩散和压强扩散, 瓦斯扩散流方向与重力压强梯度反向, 即瓦斯具有向上扩散的趋势。从理论上解释了裂隙带是瓦斯运移及聚集带, 为覆岩裂隙带内钻孔抽放、巷道排放瓦斯技术提供了科学依据。首次提出煤样全应力应变过程中渗透系数是体积应变的双值函数, 体积缩小时为2 次多项式, 体积膨胀时为5 次多项式; 渗透系数在弹塑性段急增, 峰值后仍增大, 但梯度渐缓, 最大值发生在软化段或塑性流动段, 且与最小值相差上百倍; 主应力差增大时, 渗透系数变化范围增大, 反之则小。渗透系数是影响煤层瓦斯运移的最重要指标, 而支承压力则是影响渗透系数的主导因素; 支承压力作用下综放面前方不同部位煤体渗透系数变化范围相当大, 支架上方顶煤煤体及煤壁前方5m 内渗透系数最高, 塑性变形区内, 煤层渗透系数急剧降低, 到弹性变形区则接近原始值, 两极值相差可达数10 倍甚至数百倍。认为不论原始渗透系数怎样低的煤层, 采动影响下煤层卸压后, 其内瓦斯渗流速度大增, 瓦斯涌出量也随之剧增, 为瓦斯抽排提供便利条件, 由此提出“煤层与瓦斯共采”的新概念。有限元计算表明: 均衡推进的综放面, 采用短距离循环推进则可降低煤体中因渗流场结构变化而引起的瓦斯压力较大的波动, 一定程度上可减弱综放面前方煤体中瓦斯挤压和抛出煤体(动力异常) 的危险程度。提出以采场矿压监测为主的连续危险源非接触式法预测采场瓦斯大量涌出或涌出异常, 并成功预测了打通一矿工作面突出; 魏家地矿的应用实践表明, 三巷型布置较适宜富含瓦斯倾斜厚煤层的综放开采, 高抽巷应开掘在采动裂隙带内; 预采顶分层或开采解放层即可预释放大量瓦斯又可减缓综放开采的矿压显现程度;代替采空区井的采动区井(孔) 底处于裂隙带内能够充分抽排瓦斯, 淮北局的应用充分证明了该论点; 充分监测综放面顶板来压, 可有效防止综放采空区瓦斯爆炸; 充分利用矿压显现特点且有利于综放开采防治瓦斯、煤层自燃和煤尘等的煤体注水技术在魏家地矿取得了成功。     

松散承压含水层水位变化与顶板来压的联动效应及其应用研究

 结合祁东煤矿松散承压含水层下采煤压架突水灾害防治问题,开展松散承压含水层水位变化与顶板来压联动效应的实测与实验研究。结果表明：松散承压含水层水位下降超前于工作面压架突水,且水位下降速度基本保持不变。水位下降幅度和下降速度与工作面来压强烈程度密切相关,水位下降幅度和下降速度越大,工作面来压越强烈,压架突水危险性越大。覆岩关键层的不同破断运动形态是导致水位变化与顶板来压存在上述联动效应的主要原因。当关键层逐层破断时,覆岩缓慢回转下沉,水位降幅和降速较小,不会发生压架突水灾害;而当关键层复合破断时,关键层结构易产生滑落失稳,短时间内大量采空体积传至基岩顶界面,水位出现大幅度快速下降,存在压架突水危险性。利用松散承压含水层水位变化与顶板来压的联动效应,提出将水位下降速度作为预警指标对压架突水灾害进行预警的方法,并基于地下水动力学原理导出工作面压架突水时的水位降速临界预警值计算公式,指导祁东煤矿6130工作面压架突水灾害防治实践。     

浅埋房式采空区下长壁采场动载矿压发生机制

为了揭示浅埋房式采空区对下位煤层开采矿压显现的控制机制,降低工作面过房式采空区的动压显现强度和压架风险,以神东矿区霍洛湾煤矿2-2煤层房式采空区下3-1煤层长壁开采工作面动压特征为研究对象,将3-1煤层覆岩结构分为四类,利用理论分析和相似材料模拟等方法,系统研究了不同覆岩结构类型运动特征、力学模型及对3-1煤层长壁工作面的动压控制机制。结果表明:房式采空区稳定房柱下易形成上下位关键层双悬臂梁结构,双悬臂梁结构协同失稳是形成动载矿压的主要原因;房柱失稳区主关键层形成的不稳定砌体梁结构及靠近大煤柱未失稳的房柱随下位煤层开采滑落失稳是导致长壁工作面动载矿压发生的原因;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱失稳区时,工作面推出集中煤柱时的动载矿压是由于大煤柱两侧关键块已提前滑落失稳,两关键块间无作用力,倒梯形岩柱与亚关键层联合失稳作用结果;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱稳定区时,工作面推出集中煤柱时,动载矿压是由房柱失稳所致。     

考虑煤体状态的采动岩体移动规律

在传统采动岩体理论分析中将煤体作为采动岩体的刚性边界,这与现场实际有较大的出入。针对该问题,将煤体视为与其上覆岩层一起协调变形的弹性承载体,对覆岩的初次破断和周期性破断进行了理论分析和数值模拟,结果表明:覆岩的移动规律不仅与其自身性质有关,而且与其下伏支撑体的地基系数密切相关。当下伏支撑体的地基系数小时,覆岩初次垮落步距更小,覆岩初次断裂位置位于岩梁中间,覆岩周期断裂的位置更趋于支撑边界深处,同时支撑体本身的破坏范围更大;反之,覆岩初次垮落步距更大,覆岩周期断裂的位置更靠近支撑边界,同时支撑体本身的破坏范围变小。因此,在煤层开采过程中,覆岩的移动规律不仅需要考虑自身的力学性质,还需考虑其下伏支撑体的状态。在考虑软弱煤层时,不仅应考虑软弱煤层的力学性质,还需综合考虑煤层的开采厚度。     

基于瓦斯抽放的顶板冒落规律模拟试验研究

为了给采空区瓦斯抽放高位长钻孔的设计提供依据，采用相似模拟试验与关键层理论分析采空区顶板产生裂隙、断裂、冒落和离层情况及其变化规律。随工作面的推进，关键层的弯曲变形经历从缓慢-剧烈-缓慢-破断的过程：亚关键层的弯曲下沉范围明显小于主关键层。关键层破断后，其下采空区两侧垫层的弹性变形得到恢复，下沉位移出现反弹。关键层的承载作用和岩层力学特性的差异使关键层间顶板的垮落角不同。覆岩关键层的破断使工作面顶板垮落角减小、周期垮落步距和来压强度都增大。依据覆岩关键层的破断形态、顶板的垮落角和周期来压（垮落）步距可以确定瓦斯抽放钻孔的终孔位置和钻场间钻孔的压茬距离，并预测钻孔的抽放瓦斯效果。     

近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治

 近距离煤层群开采过程中下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层邻近工作面动压的影响,针对崔家寨矿E12505工作面机巷出现的冒顶、底臌等严重现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨巷道失稳机制。研究结果表明,当上煤层采空区遗留煤柱宽度较小,下层煤巷道位于正下方、本煤层邻近工作面护巷煤柱较小时,受采动影响后巷道容易失稳;提出应距上煤层采空区遗留煤柱25 m、护巷煤柱尺寸20 m,加强巷道支护后可保证下层煤巷道稳定。据此,在E12611和E12504工作面进行工业性试验,取得较好效果。     

极近距离薄煤层群联合开采常规错距理论 与物理模拟

 伴随着中、厚煤层资源的枯竭,潞安集团下属十几个矿井都将进入下组煤开采。下组煤15–1#和15–3#煤层是以薄煤层群赋存在一起,平均间距为4.4 m,因此提出极近距离薄煤层群联合开采常规错距开采模型,并进行理论和物理模拟试验研究。从理论上给出近距离薄煤层群联合开采下的工作面常规错距计算公式,并进行理论求解。为避免15–1#煤层顶板的周期垮落与15–3#煤层工作面回采时的超前效应相互影响,从安全角度考虑,将错距定为1.3～1.5倍的周期垮落步距,结合试验结果将常规错距定为17.5 m。物理模拟试验结果表明,常规错距下联合开采技术上是可行的。另外分析了工作面上方附近几个测点总是被抬高的原因,并总结了在工作面推进过程中,顶板下沉主要经过两次大的变化,即上、下两煤层工作面回采过程中发生垮落时,尤其是下层煤顶板垮落造成影响较大。     

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。     

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。     

坚硬薄基岩浅埋煤层合理强制放顶距的确定

 在开采松散表土坚硬薄基岩浅埋煤层过程中,为避免发生压架、溃沙事故,现场常采取强制放顶的方法,但对于强制放顶距如何合理确定则显得理论依据不足。为此,结合凉水井煤矿首采工作面的实际条件,根据岩层控制理论,采用理论分析、数值模拟、现场观测的方法对合理强制放顶距进行研究。结果表明,在工作面推进距离距切眼20 m处,即介于基本顶周期来压步距和初次来压步距之间,进行顶板强制放顶能成功地避免初次来压,对支架影响较小,放顶效果良好,可以避免压架的发生。结论在现场试验中得到了验证。     

大采高开采覆岩台阶错动演化规律及突水防治

 在厚煤层大采高开采条件下,覆岩垮落带和裂隙带高度增大,岩层活动程度增强,将造成裂隙带岩层的台阶错动失稳,是开采中引发突水事故的重要条件,而裂隙带岩层的台阶错动失稳与其下位岩层的岩性结构和组合状况有关。因此,分析岩性结构对覆岩台阶错动失稳及突水防治的影响,并运用数值计算和现场实测分析的方法,研究厚煤层大采高条件下,煤层群开采煤层间不同岩性结构组合对上煤层完整性和连续性的影响规律。当煤层间岩性呈软硬岩层组合结构时,随着下位硬岩层或软岩层所占层间距比例的增大,上煤层产生的台阶错动量减小,软岩层结构比硬岩层结构更有利于减小上煤层台阶错动。给出判定台阶错动量的岩性结构构成条件,现场实测覆岩台阶错动及裂隙分布规律,提出突水防治的有效措施,保障工作面的安全生产。     

近距离强冲击倾向性煤层上行开采覆岩结构演化特征及其稳定性研究

针对近距离强冲击倾向性煤层上行复采覆岩结构演化特征与稳定性问题,以宽沟煤矿B4–1强冲击倾向性煤层复采为背景,建立强冲击倾向性煤层上部倒梯形覆岩结构与冲击发生临界位置的关键层结构力学模型,提出煤柱最小安全距离的分析方法。采用物理材料相似模拟与数值模拟相结合的方法,运用压力传感器与SOS微震监测系统,对覆岩结构演化、矿压显现以及震源分布特征展开分析,利用覆岩结构的稳定性分析对冲击危险性进行评估。结果表明:B4–1强冲击倾向性煤层上行复采过程中,上部覆岩呈现以关键层为分界的"双倒梯形体"结构与关键层上部岩层集中垮断后的"单倒梯形体"结构动态式演变过程;余煤尺寸较小时上部倒梯形覆岩结构震源集中、能量大,采空区活化区域震源分散、能量小。提出了余煤复采中倒梯形覆岩结构稳定性分析的冲击地压危险性指数I_m、冲击临界位置关键层受力分析的冲击地压危险性指数I_n,定量化分析冲击危险性指数变化趋势,将B4–1煤层复采划分为覆岩相对稳定区、周期性明显破坏区、冲击危险区域3部分。数值模拟分析底板应力验证了双峰值应力叠加效应的准确性。采用三种方法综合分析得到了为确保近距...