综放采场初压阶段顶板稳定性与顶煤放出率关系探讨

初次来压是综放采场矿压控制的重点之一,而顶煤从垮落到放完是一个动态过程,因此建立与顶煤放出率相关的顶板结构的稳定性判断准则是一个重要的理论课题。本文建立了综放采场顶板结构整体变形失稳和局部铰接失稳的力学模型;根据结构稳定理论和强度理论,得到了保持顶板结构整体变形稳定的顶板容许下沉量和保持岩块局部铰接稳定的顶板容许下沉量,通过与顶板回转下沉运动几何状态所决定的顶板下沉量的对比,分析了顶板结构整体变形稳定和岩块局部铰接稳定相统一的力学条件,从而建立与顶煤放出率相关的综放采场顶板稳定性判断准则;结合具体采场实例,给出了与顶煤放出率相关的综放采场顶板稳定性判断曲线和方法,为现场针对不同顶板设计合理的顶煤放出率,从而实现顶板的安全控制提供理论依据。     

综放采场支架-围岩稳定性及控制研究

运用现场实测、理论分析、数值模拟等方法,对综放采场支架-围岩系统的稳定性及控制问题进行了深入的研究,在此基础上建立了综放采场支架与围岩相互作用的力学模型,提出了不同顶煤条件下端面顶板稳定性的控制原则,给出了不同顶煤条件下支架合理工作阻力的确定方法。 (1)通过对不同顶煤条件下的支架工作阻力的统计分析、顶煤位移活动规律分析及直接顶和顶煤破断角的分析,建立起了综放采场支架与围岩相互作用的力学模型; (2)研究了支架架型对端面顶板稳定性的影响,指出支架前柱初撑力、支架前柱到煤壁距离对端面顶板稳定性有重要影响; (3)研究了不同顶煤条件下端面顶板的稳定性,并首次提出了控制原则及极限端面距的概念,认为软煤条件应重点控制端面距在极限端面距范围内,中硬煤在于端面距与支架工作阻力的合理匹配,硬煤应重点研究顶煤的冒放性; (4)首次给出了不同顶煤条件下支架合理工作阻力的确定方法,认为软及中硬煤条件下可通过支护阻力-端面顶板下沉量曲线即端面顶板允许下沉量来确定,而传统的确定支架工作阻力的方法适用于硬煤条件下; (5)在现场实践基础上,开发出综放支架-围岩监控系统,并得到成功应用,取得了较好的社会经济效益。     

超长综放工作面覆岩关键层破断特征及对采场矿压的影响

从模拟试验和现场实测发现；随着综放工作面长度的增加，采场覆岩关键层的破裂块度将相应减小，因而采场来压均匀，便于顶煤破碎和放出，但会发生主关键层来压现象，必须采取相应措施，将其加以有效控制。     

浅埋煤层长壁开采顶板控制研究

通过三个不同条件的工作面实测, 揭示了浅埋煤层采场矿压显现基本规律, 指出顶板台阶下沉是由单一关键层顶板破断失稳造成的, 顶板存在结构效应. 通过相似模拟实验和分步开挖数值模拟分析, 得出顶板破断机理为拉破坏, 老顶初次破断具有非对称性, 老顶周期性破断后可形成不稳定铰接结构. 采用岩块实验、 模拟实验和数值分析, 系统地研究了老顶岩块铰接点的挤压和摩擦性质, 确定了顶板结构定量化分析的关键参数——岩块端角挤压系数和摩擦系数. 在实验研究和实测分析基础上, 首次将初次来压分为两个阶段, 分别建立了老顶触矸前的“非对称三铰拱”结构和触矸后的“单斜岩块”结构模型. 提出了浅埋煤层采场老顶周期来压的“短砌体梁”结构和“台阶岩梁”结构模型. 通过顶板结构稳定性分析, 揭示了顶板的强烈来压和台阶下沉是由结构滑落失稳造成的, 确定了控制顶板滑落失稳所需的支护力, 奠定了采场顶板控制的理论基础. 在顶板结构分析的基础上, 指出浅埋煤层采场支架处于“给定失稳载荷”状态, 在顶板载荷确定中引入了载荷传递因子, 按支架与围岩共同承载的观点给出了采场支护阻力的确定方法和计算公式. 分析了采场支护阻力的影响因素, 指出了顶板控制的经济有效途径. 通过实测分析和初步实践, 验证了研究结论的正确性.总体上,本文建立了以顶板结构及其稳定性为核心的浅埋煤层顶板控制理论框架,首次系统地应用顶板结构理论进行了顶板控制的定量化分析, 取得了比较满意的结果.     

综放开采顶煤三维变形、破坏的数值分析

针对大同矿务局局忻州窑矿8911面综放开采煤岩变形破坏的全过程，利用岩石力学数值分析方法对放顶煤三维采场的顶煤、顶板活动进行了系统的研究，得到了三维模型的应力、变形及单元破坏数值分析结果。研究表明：大同矿务局煤层强度较高，在支承压力作用下难于破碎，需进行弱化处理后才能有效放出。综采放顶煤过程中，支承压力具有明显的分区特征，顶煤的始动点就是支承压力峰值位置，位于煤壁前方5－7m处，并得到现场实测结果的验证。     

综放开采顶煤冒放性预测模型的构建与应用

为实现综放开采顶煤冒放性的定量分析,提高资源采出率,采用室内实验、理论分析、数值计算和现场实测等研究手段,测试单轴抗压条件下型煤和原煤中超声波速的全程动态演化特征,构建超声波速预测模型并将其应用于综放开采顶煤冒放性预测。煤体弹性变形阶段,超声波传播速度保持不变,后继屈服阶段,裂隙的萌生和扩展导致超声波速呈现单调降低趋势,残余变形阶段,超声波速降低至残余值并保持稳定;将工作面前方顶煤超声波速分布划分为单阶段(I)、双阶段(I–II)和三阶段(I–III)三种类型,对于I型分布采场,顶煤不具备冒放性,I–II型分布采场,顶煤冒放性差,采出率为50%～70%,I–III型分布采场,顶煤冒放性良好,采出率大于70%;采用累积塑性应变表征煤中裂隙发育程度,构建超声波速预测模型,将预测模型与本构模型耦合实现承载煤体变形破坏过程和超声波速演化特征的准确模拟,采用实验数据验证了模型的可靠性;将超声波速预测模型应用于新柳煤矿顶煤冒放性评价,预测结果表明,该矿综放工作面前方顶煤超声波速分布属于I,II,III三阶段类型,顶煤冒放性良好,实测顶煤采出率为83.3%,煤层垂直应力和顶煤超声波速实测数据与预测结果具有较好的一致性,表明所构建的超声波速预测模型可用于不同开采条件下顶煤冒放性评价。     

坚硬顶板控制的数值模拟

通过对岩层移动的现场观测,建立了综放采场坚硬顶板控制的悬梁模型及其数值模型,运用有限元法分析了坚硬顶板不同来压步距对硬顶煤的压裂效应,并确定了合理的支架阻力,从而对坚硬顶板进行有效的控制,达到消除坚硬顶板对采场的冲击隐患、保证采场矿压对坚硬顶煤的有效压裂及提高顶煤回收率之目的.     

综放开采散体顶煤放出三维模拟试验台的研制与应用

针对以往顶煤放出模拟试验台不能真实模拟顶煤三维放出过程的不足,介绍自主研发的综放开采散体顶煤放出三维模拟试验台,试验台主要由试验箱体、移架与放煤系统、倾角调节与监测系统、标志颗粒制作与安设系统、箱体支座及附属装置组成。该试验台具有如下功能:(1)三维设计扩展了普通二维试验台在工作面方向的长度,可更加真实地模拟顶煤三维放出过程。(2)通过对综放支架进行细部设计,可模拟开关放煤口和移架过程。(3)利用倾角调节与监测系统,可模拟煤层走向与倾向方向0°~55°范围内任意角度的顶煤三维放出过程。(4)可以在模拟工作面端头损失条件下进行不同煤矸粒径、不同采放比、不同放煤顺序和移架速度的模拟试验。(5)通过在煤层中安设标志颗粒,实现顶煤回收率的测定以及顶煤三维放出体发育过程的反演。利用该试验台进行仰斜综放散体顶煤放出三维模拟试验,揭示了仰采条件下顶煤回收率、顶煤放出体以及煤–岩分界线的特征。试验结果表明,该试验台能够真实地模拟顶煤放出过程,为从三维角度研究综放开采顶煤放出机制提供了新的试验方法和手段。     

综放开采端面顶板稳定性的数值模拟研究

由于直接顶（含顶煤）厚度的成倍增加,综放采场顶板下沉量与支架工作阻力并不存在类双曲线关系,因而用顶板最大下沉量判断直接顶稳定性已失去意义,应用ＵＤＥＣ程序分析了工采端面顶板稳定性与支架工作阻力及端面距的关系,得到当端面距在一定范围之内时,端面顶板冒落情况下与支架工作阻力及支护角度这上关,支架工作阻力Ｐ和端面板下沉量△ｌｄ呈类双曲线关系,在此基础上提出支轲工作阻力新的确定方法。     

采场围岩整体力学模型及应用研究

 博士学位论文摘要　运用实验相似材料模拟、数值分析、理论分析等方法, 对采场支架2围岩关系中的老顶砌体梁结构的“S2R ”稳定条件, 直接顶岩层的破断角, 直接顶变形破坏特征, 直接顶内的应力场、位移场分布特征, 采场支架工作阻力2围岩下沉量关系等进行了细致深入的研究, 在此基础上建立了采场围岩整体力学模型, 给出支架临界工作阻力的确定方法。论文视直接顶为可变形体, 发现直接顶岩层破断角的大小与直接顶的强度及高度有关, 软弱直接顶的破断角为83°, 要远远大于坚硬直接顶的破断角(49°)。直接顶越坚硬, 破断角越小。随直接顶高度的增加, 坚硬直接顶破断角有一极限值。当直接顶高度为6 倍采高时, 此破断角的极限值为60°。直接顶顶部破断角的极限位置位于支架尾部垂直正上方, 不可能出现在此位置之后。分析了不同直接顶高度时的变形破坏特征, 得到传统的P 2$ l 双曲线关系并不适用于直接顶的高度成倍增加以后的情况。由此提出直接顶“临界高度”的概念, 即将老顶的给定变形压力为零时的直接顶的最小高度定义为直接顶的临界高度, 并将直接顶按临界高度分为三类: 零刚度、似零刚度、中间型刚度。应用弹性力学中能量原理分析了非零刚度直接顶的支架工作阻力与顶板下沉量的关系曲线为严格单调减少并且下凸的曲线, 具有类似于双曲线的变化性质, 即支架工作阻力与支架变形呈严格的非线性反变关系。由于综放开采条件下P 2$ l 双曲线关系不明显, 故应用顶板最大下沉量判别直接顶(含顶煤) 的稳定性已失去意义。论文首次应用离散元方法的最新成果UDEC 程序分析了综放开采端面顶板稳定性和支架工作阻力的关系。结果表明, 当端面距在一定范围之内时, 综放面端面顶板冒落状况与支架工作阻力及支护角度(即水平支护力) 密切相关; 加大支架工作阻力, 可以控制端面顶板的冒落。经计算得到的综放支架工作阻力P 和端面顶板下沉量$ ld 呈类双曲线关系, 完全不同于它的P 2$ l 关系。根据支架围岩的总体规律, 建立了采场直接顶为似刚度、似零刚度和中间型刚度三种条件下采场支架围岩的整体力学模型。在此基础上, 论述了支架合理工作阻力的确定原则。提出利用综放支架工作阻力2端面顶板下沉量曲线确定综放支架临界阻力的方法。对阳泉4 矿的计算结果表明, 当端面距为0. 5 m 时, 计算所得支架临界阻力和实测结果较为接近; 而当端面距为1 m 或1. 5 m 时, 支架临界阻力值却有较大幅度的提高。因此支架载荷为其额定工作阻力的一半时, 此时对端面空顶距的要求较高; 当支架载荷接近其额定工作阻力时, 则可以加大空顶距, 端面也不致于发生冒顶。因此在综放面实测的工作阻力尽管很小, 但从控制端面顶板的角度出发, 在设计综放支架时仍不能降低其工作阻力。     

浅埋煤层长壁开采顶板岩层灾害机理研究

应用初始后屈曲理论和尖点突变模型探讨了顶板岩层分岔失稳的机理及其屈曲后的不稳定性,得出了采场老顶初次来压时断裂下沉的计算公式,建立了顶板破断后台阶下沉的判据,给出了台阶下沉量。研究发现,顶板破断后岩块处于非平衡状态;台阶下沉是由单一岩块逆向回转引起的;台阶下沉与断裂下沉之间存在着确定的关系。研究结果表明,综合应用初始后屈曲理论和突变理论,可根据浅埋煤层顶板结构的结构特征、岩体材料以及上覆厚松散沙层等赋存状况确定长壁开采工作面初次来压期间基岩老顶可能出现的灾害形式。     

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。     

综放工作面围岩结构分析

从系统稳定的观点出发，分析了综放工作面围岩的力学特性、结构特点及其平衡条件，讨论了直接顶与顶煤不同刚度组合对系统稳定的影响以及支架的工作特性，建立了综放采场的围岩力学模型。由此可对综放开采的矿山压力现象作出解释，并为支架的选型设计及矿山压力控制提供了依据。     

底层大采高综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的物理模拟研究

根据酸刺沟煤矿6-1^#煤层的赋存条件，运用1：30的大比例物理模拟试验，研究底层4．5m大采高综放全厚开采20m特厚煤层顶煤和项板垮落特征、采空区垮落矸石的碎胀特性和堆积角、支架的工作阻力、煤炭回收率以及煤壁前方支承压力作用特征等。研究结果表明：（1）底层大采高综放全厚开采20m特厚中硬煤层，在技术上是可行的。（2）根据项煤、顶板垮落特征，工作面的开采过程可分为初采阶段、过渡阶段和正常放煤阶段。在初采与过渡阶段，煤炭回收率n随工作面推进距离L的增加呈对数规律提高。（3）进入正常放煤后，项煤放出率可以达到70％，工作面采出率可以达到75％。项煤放出率随顶板岩梁的垮落呈周期性变化。（4）在支架后方会出现大厚度顶煤悬伸，顶板周期性垮落时会发生大高度切项现象，要求支架有足够的抵抗项煤、顶板断裂产生的向后旋转作用力。（5）为确保安全和项煤及时垮落，应实施预爆破或预注水弱化顶煤措施。     

特厚煤层卸压综放开采顶煤破碎及运移规律实验研究

为了实现20m以上特厚煤层的安全高效开采,提出特厚煤层卸压综放开采技术。采用60∶1的大比例相似模拟实验方法,研究20m以上特厚煤层卸压综放开采顶煤垮落破碎及运移特征、顶煤位移场和矢量场演化特征、支架阻力的影响等。研究结果表明:卸压开采阶段,顶煤顶板垮落空间形态呈近似梯形,支架上方台阶状顶煤悬臂梁结构的破断和失稳具有周期效应,上位顶煤位移中位顶煤位移下位顶煤位移,基本顶初次来压后出现切顶压架事故。综放开采阶段,短悬臂梁结构最终破碎成散体结构,且中位顶煤的总位移大于上位顶煤。由于支架的支撑作用,下位顶煤中产生明显的竖直裂隙,受支架影响的顶煤厚度约为10cm。顶煤位移场、矢量场演化特征和实验结果一致。为我国20 m以上特厚煤层开采技术开发奠定了理论基础,具有重大科学意义与应用价值。     

综放沿空巷道顶煤受力变形分析

根据砌体梁理论 ,老顶以给定变形方式作用于综放沿空巷道围岩 ,应用能量原理分析了巷道围岩的变形机理 ,建立了巷道顶煤的力学模型 ,运用变分法对老顶给定变形下顶煤的变形进行了初步求解 ,并对顶煤下沉量与支护阻力、煤体弹性模量、巷道宽度的关系进行了探讨。     

综放顶煤放出规律与放煤步距的离散元仿真研究

综放开采的合理放煤步距是研制综放工作面成套技术装备的基础，是提高综放工作面采出率与煤质的关键之一。对颗粒状散体介质离散元软件进行再开发时，单元的接触关系采用弹性及阻尼元件，以适应煤矸放出过程的力学特性，基于Windows环境进行封装处理，通过添加虚拟壁功能实现分层散体介质的仿真处理。在低位综放支架、放煤口水平投影宽度为0.8m条件下，对不同采煤步距(0．6，0．8，1．0，1．2m)的项煤放出规律进行了离散元仿真研究，从顶煤损失与含矸率两个方面分析得到综放合理放煤步距为1．0m，较合理的放煤步距为0．8m，即分别稍大于或等于放煤口水平投影宽度。综放工作面采煤机截深、支架及运输机前移步距应按合理或较合理放煤步距设计。据此研制成功综放成套设备(步距为0．8m)，实现了适应项煤放出规律的一采一放、平行作业的采放工艺，大幅度提高顶煤综放开采的高产高效水平。     

综放面顶板岩体稳定性地质动态评价及控制

运用地质学、岩体力学、开采沉陷学及工程物探技术等学科的理论和方法,在分析新集井田13煤层及其顶板岩层的地质条件基础上,用地震CT探测了工作面内的隐伏构造并评价了煤岩体地质力学参数。借助现场实测、相似模拟试验、数值模拟计算等手段,研究了弯曲下沉带内巷道变形破坏和岩层移动规律、综放面矿压显现规律。综合岩石介质条件、赋存环境条件、工程因素等,建立了13煤层顶板岩体稳定性动态模型。在此基础上,对综放面顶板岩体稳定性进行了动态评价与预测,并针对不同地质条件提出了顶板岩体控制的对策。研究成果已在现场得到应用。     

综采放顶煤支架受力与顶板结构的关系探讨

在现场观测和动力学分析的基础上,研究了综放采场支架载荷有时比分层开采大而有时小的力学机理,提出了综放采场的两种典型顶板结构以及它们的静力和动力学特征,本文结构对综放支架的设计和选型有实际的指导意义。     

振动放顶煤技术原理与实践

综放开采顶煤放出率低始终是困扰厚煤层开采的一大技术难题,系统介绍历时5 a进行的振动放顶煤的机构设计、实验室试验、离散元数值模拟和工业试验研究的方法与结果.室内试验研究结果表明,振动最大影响范围为0.65m,振动频率选择1.0Hz效果较佳.离散元数值模拟结果表明:由于增加水平运动的动力,振动水平力与垂向力共同作用下,使顶煤实现分层逐层放落,从而降低混矸率,提高顶煤放出率.在潞安王庄煤矿5209工作面进行工业试验,激振机构安装在掩护梁上,激振油缸推动力为200 kN,振动频率为0.8～1.0 Hz,经6个月的现场试验与观测,由于振动机构的作用,使顶煤放出率平均提高3%.系统研究结果表明,振动放顶煤技术可以较大幅度提高块裂项煤放出率,降低混矸率,是放顶煤开采的一项很有前景的技术.