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。     

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。     

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。     

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。     

基于110工法的切顶卸压沿空留巷顶板下沉控制与研究

本文主要为研究110工法在切顶卸压之后沿空留巷过程中,留巷段顶板下沉量的原因及对于顶板下沉量过大应采取的相应防治措施,结合神华集团神东公司哈拉沟煤矿12201工作面切顶卸压自动成巷过程中相应工程实践,对比实际工程数据从而对今后实际工程实施过程中顶板下沉量过大问题提出合理解决方案。     

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。     

大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律分析

为了研究云驾岭矿深部大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律,采用理论分析、现场实测和实验室测试综合研究手段和方法,确定了试验工作面巷旁充填体支护阻力和留巷参数,构建了能够反映沿空巷道受初次采动围岩形变规律的回归函数模型,对比分析了一次和二次开采扰动下围岩的应力应变状态,探究了充填体上方顶板岩层的应力传递规律。结果表明,采用弹塑性力学模型得出的巷旁充填体的临界支护阻力和充填体宽度分别为4.1MN/m和2.47 m,经实验室测试和工业性试验,能够保持高水材料充填体的稳定。受初次采动影响,沿空巷道围岩位移量与工作面至测站点距离之间符合Slogistic增长函数模型,求解了巷道顶板、底板和下帮的最大变形量、变形量最大时工作面的位置以及达到最大变形时工作面推过观测站的时间。对于沿空巷道,工作面超前支承压力波及范围至工作面煤壁前方约34 m,留巷顶板3.8 m以浅的采动裂隙可能会导致顶锚杆锚固失稳甚至失效,充填体切顶阻力的“波动性”能够反映顶板岩层的分层垮落特征。     

浅析木垛支护沿空留巷技术在轿子山煤矿极坚硬顶板中的应用

轿子山煤矿新井由于煤层较薄,采高较低,综采工作面的顶板属于极坚硬类别,选择在轿子山煤矿新井9106回风巷实施沿空留巷。该沿空留巷主要方式为采用造价低廉的木垛支护采空区侧顶板,维护预留巷道作为下一个工作面切眼使用。经过后期观察,采用木垛支护沿空留巷技术在轿子山煤矿新井薄煤层综采工作面取得了成功,为轿子山煤矿创造了巨大的效益。     

东庞矿大采高沿空留巷开采试验

根据东庞矿2#煤煤层的地质及开采技术条件,2#煤层开采后上方顶板岩层的应力、位移变化特点,确定沿空留巷开采技术方案,研究大采高沿空留巷开采技术方案的实施效果及改进方法。通过大采高沿空留巷开采试验,提高了煤炭资源回收率、生产的连续性和矿井的经济效益,此技术的成功将填补国内空白,为国内外同类型的煤层开采提供经验。     

无煤柱自成巷聚能切缝技术及其对围岩应力演化的影响研究

 基于切顶短臂梁理论,分析无煤柱切顶自成巷技术原理,结合柠条塔矿施工经验,总结出“支、切、护、封”四步成巷工艺。通过建立联孔聚能爆破力学模型,分析无煤柱自成巷聚能爆破机制,得出联孔爆破损伤贯通判据条件,并结合试验巷道围岩特性,进行聚能切缝关键参数设计。综合运用理论分析、数值模拟及现场实测,对无煤柱自成巷切缝前后工作面和巷道矿压分布规律和演变机制进行系统研究。结果表明,由于切缝结构面切断巷道顶板与工作面顶板岩体间的应力传递路径,改变顶板岩层结构形态,工作面和巷道矿压分布发生明显变化。切缝对工作面矿压影响有一定范围,切缝影响区内周期来压强度有所减小,周期来压步距有所增大。切缝引起的充填结构的支撑作用是造成工作面顶板压力减小的直接原因,来压控制关键层上的有效荷载减小是导致来压步距增大的根本原因。受切缝影响,碎石帮顶板岩体将经历“垮落→压实→稳定”的演变过程,充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用,可有效减小支护强度,增强巷道稳定性。     

松软煤层深孔预裂爆破力学特性的数值分析

 煤层深孔预裂爆破近年来在瓦斯抽放中运用日益增多,但目前对其爆破理论研究较少。以矿井现场实际使用的爆破、炸药和煤层参数为基础,利用三维数值模拟方法进行煤层预裂爆破机制研究。建立柱状药包爆破数值计算模型,研究煤体破坏单元的范围和受爆破应力波作用的抽放影响区域。研究结果表明,爆破粉碎范围最大接近40 cm,爆破对抽放量影响的作用半径不超过10 m,其中以4 m内变化最明显。探讨不同距离抽放孔有效应力传播特点,研究中首次考虑因导爆索与乳化炸药传爆速度不同造成的煤层中应力分布差异,澄清了认识上的误区。分析松软煤介质中不同距离抽放孔的位移场变化规律,计算结果与现场爆破前后实测的瓦斯抽放数据相吻合。研究结果对促进预裂爆破技术更好地运用于煤矿瓦斯治理是有益的。     

非充分采动采空区与煤岩柱(体)耦合作用机制及应用

 以镇城底矿为工程背景,通过理论分析、相似模拟、数值模拟和现场实测,研究了非充分采动采空区和煤岩柱(体)耦合作用机制。得出如下结论：(1) 不同的工作面布置产生不同的工作面构型、采空区形态和煤岩柱(体)形态,进而造成不同的耦合作用结果,采空区响应对实体煤岩柱(体)的应力及岩体破坏影响很大,数值模拟不可忽略采空区作用;(2) 推导出煤柱极限平衡区宽度表达式,分层开采单一分层时采高降低、大采高和错层位开采存在斜坡均导致煤柱极限平衡区宽度下降;(3) 垮落角对采空区和煤岩柱(体)耦合作用有重要影响,通过相似模拟确定了垮落角并用于数值模拟,得出非充分采动条件下工作面宽度L、最上部关键层跨度L1与垮落角θ之间的关系式;(4) 数值模拟显示非充分采动采空区承载增加,则支承压力相应降低,反之亦然,验证了非充分采动采空区和煤岩柱(体)的耦合作用,数值模拟若忽略采空区承载作用会造成支承压力偏大,应力集中区高度偏大,且位置降低,岩体破坏范围偏大;(5) 根据研究结果,现场将进风巷布置于采空区边缘下方,形成巷顶沿空巷道,该巷道处于整个回采系统应力最低区;而回风巷沿顶板布置,工作面两侧顺槽矿压问题均得到良好控制。     

大采高综采采场顶板控制力学模型研究

采用现场实测及相似模拟技术研究大采高综采采场项板结构特征,建立大采高综采采场的顶板控制力学模型.根据直接顶岩层结构不同,将大采高直接顶划分为Ⅰ,Ⅱ,Ⅲ型3种类型,Ⅰ型直接顶顶板载荷按给定载荷法或采高倍数法计算;Ⅱ型直接顶暂不宜采用大采高开采技术;Ⅲ型直接顶顶板控制应主要考虑直接顶关键层厚度、层位及工程力学特征,当直接顶关键层距离支架较近时,必须考虑冲击载荷影响.     

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.     

上保护层煤柱引发被保护层冲击机理研究

长城一矿和峻德煤矿所发生的由保护层煤柱引发冲击的案例表明,保护层煤柱影响范围内仍属高应力区,且工作面上方都存在坚硬的顶板。通过分析两起事故中被保护层煤体的赋存条件,探究发生此类冲击的影响因素。研究表明,典型的保护层煤柱诱发冲击主要有以下两种情况:(1)大采深小层间距下,以"高静应力为主,低动应力诱发"型冲击;(2)中等采深大层间距下,以"高动应力为主、低静应力诱发"型冲击。静力系由煤柱传递的应力和层间岩体的自重应力以及保护层采空区的残余支承压力组成,动力系主要是本煤层已开采工作面形成的侧向支承压力。建立了判断发生冲击地压的评估方法,为此类矿井的开采提供理论依据。并提出了工作面位置设计、合理布置巷道、预前卸压、加强监测的防治措施。     

综采面多层坚硬顶板破断特征及其安全控制研究

祁东煤矿8_2煤层覆岩存在多层厚度较大坚硬岩层,初次跨落步距大,周期断裂悬顶长,严重危害工作面的安全生产。通过分析坚硬顶板的岩梁结构、力学特性,建立了初次来压双固支梁模型,判断出关键层的位置,获得了顶板初次垮落及周期垮落步距。并建立了有矸石支撑的周期跨落悬臂梁模型,根据平衡关系计算得到给定支架载荷下的合理悬顶长度。采用超前深孔预裂爆破技术弱化坚硬顶板,设计了合理爆破参数。开采实践表明,采用的爆破技术实现了对坚硬顶板的有效控制,减小了基本顶跨落步距,降低了来压程度,保证了工作面的安全正常开采。     

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。