深部“三面”孤岛工作面采动覆岩变形特征研究

为研究左、右、上三面均存在老采空区的深部"三面"孤岛工作面回采过程中覆岩变形破坏特征,以某煤矿120502工作面为研究对象,利用FLAC~(3D)模拟软件对回采过程中覆岩应力、位移和塑性区变形特征进行了系统的数值研究。结果表明:左、右、上三面均存在老采空区的"三面"孤岛工作面在回采过程中主要受上部老采空区扰动,倾向上左侧煤柱应力集中程度较高,走向上工作面前方的垂直应力先降低后不断升高,应力集中系数不断增大;垂直位移的方向由向下转变为向上,向下的垂直位移峰值不断增大,但向上的垂直位移峰值保持稳定;塑性区的破坏范围呈现"马鞍形",逐渐扩大与临近3个老采空区塑性区相互贯通,且顶板上方岩体处于拉压应力区,采空区围岩裂隙发育更为充分;临近老采空区和卸压煤体内的瓦斯均向开采层采空区流动,应重点加强该工作面采空区内的瓦斯抽采工作。     

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

屯宝煤矿逆断层破碎带巷道变形控制研究

针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。     

郭屯煤矿回采工作面次生应力变化规律研究

针对郭屯煤矿1304工作面巷道变形破坏现状,对该工作面次生应力进行实测:在该工作面巷道某处施工3个监测钻孔,在钻孔距工作面150m处布置4个HI传感器,分别监测不同位置岩体受采动影响所产生的次生应力变化。实测结果表明,超前支承压力峰值位于1304工作面前方约6.9m处,应力集中系数约为2,为避开超前支承压力峰值,小煤柱尺寸应小于6.9m;巷帮煤体承受的垂直应力较高,为56.7 MPa,巷道掘进中应及时进行支护,以提高小煤柱的承载能力。     

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC~(3D)数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6～12m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200mm,两帮最大移近量约为130mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。     

水岩作用下区段煤柱合理宽度研究

采空区积水与煤岩作用会弱化区段煤柱强度而引起煤柱逐渐破坏和失效,水岩作用是区段煤柱合理宽度设计必须考虑的关键因素。以内蒙古鄂尔多斯新街矿区某矿31采区与33采区间煤柱留设为工程背景,开展了单轴压缩实验和理论分析,结果表明：水岩作用对煤体强度参数弱化产生显著影响,区段煤柱积水侧塑性区宽度随煤体强度弱化程度的增加而扩大;基于区段煤柱保持稳定的基本条件,计算得到区段煤柱合理的理论宽度为53.62 m。利用FLAC3D模拟了水岩作用的过程,分析了不同宽度煤柱的稳定性特征,结果表明：煤柱宽度较小时,采空区积水弱化作用对较高应力集中的弹性核区具有更强的破坏能力;随着煤柱宽度的增大,弹性核区应力集中程度降低,采空区积水侧垂直应力低于原岩垂直应力的区域范围则有所增大,煤柱两侧应力集中分布趋于均匀,采空区积水弱化作用对弹性核区的影响不再显著。综合理论计算与数值模拟结果,确定区段煤柱宽度为70 m。工程应用结果表明,70 m宽留设煤柱可以有效承载顶板压力,巷道围岩变形小,锚索受力稳定,保障了矿井安全生产。     

动压影响下深部回采巷道围岩失稳及支护研究

以大同煤矿集团有限责任公司某深部厚煤层综放开采煤矿为背景,通过围岩地质力学测试、井下煤柱应力实测及合理煤柱尺寸确定等方法研究动压影响下深部回采巷道围岩失稳特征及支护方案。研究结果表明:顶板煤体平均抗压强度为32.08 MPa,粗砂岩平均抗压强度为89.85 MPa,4号煤层平均抗压强度为17.61 MPa;测量区域最大水平主应力为26.26 MPa,最小水平主应力为13.39 MPa,垂直应力为15.80 MPa,最大水平主应力方向为N34.4°W,原岩应力场在量值上属于高应力区;一次动压影响阶段,超前支承压力对煤柱的影响范围及影响程度远远小于工作面回采后采动应力对煤柱的影响;二次动压影响阶段,孔深8~18m处煤柱处于弹性核区,合理煤柱宽度至少为55m。提出了14103辅运输巷初始支护设计,现场工业性应用表明:在14102工作面回采期间,巷道有效断面积为巷道掘进断面积的97.5%;14103工作面回采期间,巷道顶底板移近量约为300mm,两帮移近量约为260mm,完全满足矿井安全生产要求。     

非均质岩石损伤效应下沿空留巷煤柱宽度研究

目前对沿空留巷煤柱宽度留设的研究集中在煤柱强度、煤柱载荷与煤柱稳定性方面,很少考虑岩石非均质性及损伤效应对煤柱留设宽度的影响。以乌兰木伦煤矿四盘区12煤沿空留巷为工程背景,在考虑岩石非均质性-损伤效应基础上,综合运用理论分析、数值计算、现场实测等方法,研究了煤柱留设宽度。研究结果表明:岩石非均质性-损伤效应模型可较好地反映岩石破裂特征,即在弹性阶段仅有少量颗粒发生破坏,在塑性阶段裂隙开始发育并出现贯通现象,在破坏阶段形成沿对角线方向的宏观剪切裂纹;随着煤柱宽度增大,巷道整体变形量先减小后增大,在煤柱宽度为6m时发生突变,煤柱周围损伤区域范围及损伤程度不断减小;采动侧巷帮变形量大于非采动侧,但随煤柱宽度改变的变化量较非采动侧小,采空区侧围岩损伤分布大于实体煤侧;根据理论分析、数值计算确定沿空留巷煤柱宽度为5m并应用于工程现场,工作面前方巷道整体变形量不大,工作面后方60m后顶板覆岩移动变形基本稳定,验证了沿空留巷煤柱宽度留设的合理性。     

特厚煤层综放开采底板变形破坏深度研究

为探究特厚煤层综放开采条件下底板变形破坏深度,以兖矿能源集团股份有限公司东滩煤矿1305工作面为背景,采用现场实测、数值模拟和理论计算等方法综合分析了该工作面采动煤层底板变形破坏深度。采用应变感应法和钻孔成像技术的现场实测结果表明：底板受采动矿压作用在水平和垂直方向上存在明显的显现特征,水平方向上超前测点50 m附近、底板浅部10 m深度位置开始受采动矿压影响,工作面推过一定距离之后底板变形破坏剧烈;底板不同深度水平方向上超前距和滞后距变化范围分别为96～115 m和48～52 m,工作面综放开采底板变形破坏深度为16～20 m,垂深20 m以下底板岩层以弹性变形为主。数值模拟的底板不同深度塑性区分布特征表明,随着距工作面底板距离越远,受采动矿压影响越小,塑性区范围越小,底板下20 m基本没发生破坏。理论计算结果确定了底板变形破坏深度为19.2 m。综合现场实测、数值模拟和理论计算结果,可知1305工作面综放开采底板变形破坏深度不超过20 m。研究结果可为矿井特厚煤层综放开采底板水害防治提供量化依据。     

塔山矿不同宽度面间煤柱条件下的综放面回采矿压

综放面回采矿压及巷道支护是实现煤矿安全开采的关键,但不同宽度面间煤柱条件下的综放面回采矿压存在很大的差异。本文以8101小煤柱综放面、8204小煤柱综放面和8214大煤柱综放面为例,分析回采过程中正常段周期来压、见方区域周期来压和混凝土墙及巷道变形特征。实验结果表明,小煤柱综放面在二次见方期间出现明显的来压情况,回采至初次、二次见方附近会出现明显的巷道两帮挤压变形现象;大煤柱综放面的周期来压步距明显小于小煤柱综放面,且综放面来压时支架工作阻力增大。     

超长工作面顺槽保护煤柱合理尺寸的确定

针对神华集团海渤湾矿业有限责任公司路天矿300 m综采放顶煤工作面的生产试验,应用FLAC3D来确定顺槽煤柱在受到采动影响时的合理尺寸,通过建立模型模拟计算得出结论:随着工作面的加长,周期来压缓和,在一定程度上减小了对顺槽煤柱的影响;距工作面后方100~110 m处对煤柱的影响范围最大,侧向明显影响范围可达10 m左右,塑性破坏深度为7 m;由于保护煤柱还要受下一工作面回采时的影响,在相同地质条件下浅埋深超长工作面的保护煤柱确定为15 m。     

动压高帮回采巷道围岩稳定性控制研究

动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。     

开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响分析

目前大多煤矿根据平均开采厚度来确定煤柱宽度,进而指导沿空掘巷,然而煤层在形成过程中受各种因素影响,存在同一煤层厚度变化较大的情况。针对综放工作面煤层开采厚度变化大,导致沿空掘巷围岩变形差异大及破坏机理复杂等问题,采用FLAC 3D软件建立巷道模型,分析平均开采厚度下的围岩变形和破坏规律,并确定合理的煤柱宽度:平均开采厚度为18 m时,在实体煤帮侧,煤体内支承压力峰值与煤柱宽度呈正相关,且煤柱宽度大于8 m后,支承压力增长幅度变缓,因此合理的煤柱宽度应为8 m。在煤柱宽度确定的情况下,研究开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响,结果表明:煤柱宽度为8 m时,随着开采厚度的增加,顶板剪破坏面积增大,覆岩变形范围与顶板下沉量增大,但两帮剪破坏面积和两帮移近量减小;当煤层开采厚度小于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈负相关;当煤层开采厚度大于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈正相关,但增长幅度较小。根据数值模拟结果得出结论:开采厚度的增大对沿空巷道两帮的围岩控制有一定益处,但对顶板维护不利,对开采厚度较大的部位应及时补加锚杆进行强化支护。现场实际应用验证了本文研究的可靠性和有效性。     

留巷巷道定向水力压裂卸压机理及试验

煤柱上部应力是留巷巷道强烈变形的力源,对于变形严重的留巷巷道围岩控制,采用传统爆破卸压技术存在安全风险较高、污染环境、围岩破坏严重等问题。针对上述问题,提出了留巷巷道定向水力压裂卸压机理,即通过水力裂缝的扩展在顶板岩层中产生弱结构面,降低顶板岩石的整体强度,在采动应力作用下,使弱化后的坚硬顶板及时破断垮落,降低留巷巷道应力水平。以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿4312综采工作面为试验地点,确定了定向水力压裂钻孔方案及钻孔布置参数。压裂结果显示:横向切槽深度达5mm,切槽效果良好;进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大。对留巷巷道压裂段和未压裂段进行了表面位移、煤柱应力监测,监测结果表明:留巷巷道变形主要以两帮变形为主,压裂段两帮和顶底板平均移近量比未压裂时分别降低约40.79%和69.80%;未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200m左右出现峰值点,定向水力压裂转移了煤柱上部应力峰值位置。     

工作面回采对邻近大巷变形影响实测

目前大巷围岩控制及其变形理论分析与模拟分析往往对某些现场特殊条件如断层构造进行简化考虑,导致模拟结果与实际结果出现较大差异。针对该问题,以某矿回采工作面为工程背景,采用现场实测方法分析工作面开采后其邻近大巷的变形规律,研究工作面回采对邻近大巷的影响。通过历时3个月共14次巷道变形数据实测及分析,得出结论:受采动影响剧烈区域巷道变形是工作面回采、采动断层活化和交叉应力集中综合影响的结果;随着测点与工作面水平距离逐渐增大,巷道变形速度减小,说明巷道受采动影响逐渐减小;不同测点处巷道左右帮变形速度特征与顶底板类似,顶底板变形明显大于左右帮,说明巷道主要受水平应力影响;在工作面后续推进过程中,在推进至断层交面线附近时应加强巷道围岩变形监测。     

煤矿井下水力压裂切顶卸压护巷技术应用研究

杜儿坪煤矿北三盘区8号煤瓦斯含量高,直接顶和基本顶均为坚硬的石灰岩,工作面回采后在上隅角容易形成较大面积悬顶,短期内不易自然垮落,致使相邻工作面保护煤柱内应力集中程度高。在工作面回采过程中,布置在煤柱下方的底抽巷受超前及侧向支承压力的影响,往往发生较大变形,严重影响了巷道通风和瓦斯抽采。受强烈动压影响的底抽巷,矿压显现剧烈,不能满足一巷两用需求。针对上述问题,以68306工作面为研究对象,开展了水力压裂切顶卸压护巷(底抽巷)技术研究。在回风巷靠煤柱侧不采帮顶板上实施水力压裂切顶卸压护巷技术,切断巷道和煤柱上方基本顶的连接,减小侧向悬臂梁的长度,削弱或转移煤柱上覆的高应力,降低煤柱的载荷,使68306底抽巷处于低应力区域,从根本上改变巷道围岩的应力状态,达到卸压护巷的效果。试验结果表明,实施水力压裂切顶卸压护巷技术后,明显降低了底抽巷围岩变形量,两帮和顶底板变形量分别控制在12%和20%以内;回风巷实施水力切顶后,工作面上隅角悬顶面积得到了有效控制,避免了上隅角瓦斯积聚。     

巷道掘进过程中煤炮现象发生范围及机理研究

为了说明煤炮现象的发生范围和发生机理,采用RFPA2D数值计算软件对某煤矿巷道掘进过程中围岩的变形破坏过程和声发射现象进行了数值模拟研究。研究结果表明,矿井工作面回采巷道发生的煤炮现象是在巷道两帮15 m及顶板约10 m范围内在巷道变形破坏过程中积聚的大量弹性能量释放的过程,是一种能级相对较小的动力现象,不是冲击地压发生的前兆信息。     

极近距离煤层同采工作面错距优化研究

针对现有极近距离煤层联合开采研究方法获取开采错距存在较大误差的问题,以某煤矿9号和10号煤层为工程背景,分析了极近距离同采工作面在30,36,44m开采错距下的矿压规律,研究了3种开采错距下工作面支架工作阻力变化与支承压力的演化特征。结果表明:100402综采工作面支架工作阻力随开采错距增大呈现先减小后增大的特点,36m开采错距下100402综采工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度最为平稳;090402普采工作面超前支承压力峰值随开采错距增大呈现先减小后增大的演化特征,其与支架工作阻力变化规律一致;开采错距为36m时上下工作面两巷受超前支承压力影响,前顶板锚杆压力变化平稳,顶板离层较小,离层量基本稳定在0.6mm以内,说明36m开采错距合理,工作面两巷超前段锚杆压力与顶板离层略有增大,需加强巷道支护。     

无煤柱切顶留巷覆岩破坏特征及微震实测研究

为进一步研究无煤柱切顶留巷技术开采后的覆岩破坏规律,以柠条塔煤矿S1201-Ⅱ工作面为工程背景,采用物理相似模拟与数值模拟的研究手段,结合现场微震监测技术建立了微震波形数据库,研究了随工作面持续开采,无煤柱切顶留巷不同阶段的覆岩采动裂隙演化及应力空间展布特征,得出了工作面覆岩周期性破断规律。研究结果表明：工作面发生初次来压时的覆岩裂隙发育高度为57.6 m,切顶前中部裂隙带发育高度为95.5～96.1 m,裂采比为23.8～24.0,边缘侧裂隙发育高度为105.9～106.4 m,裂采比为26.4～26.6。切顶后工作面两侧裂隙带最终发育高度为104.3～105.2 m,裂采比为26.1～26.3,工作面中部裂隙带由于上覆岩层的不断压实弥合,最终发育高度为94.3～95.2 m,裂采比为23.6～23.8。当巷道分别处于掘进、切缝阶段,顶板位移基本没有产生改变;当其进入顶板下沉、切顶成巷阶段,顶板位移不断增大。切顶卸压完成后,巷道侧支承压力峰值增大,表明切缝之后的工作面跨度进一步增大,倾向支承压力不断增大;工作面顶板卸压效果显著,顶板产生大范围应力释放现象。在该工作面布置了微震监测系统...     

甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究

目前巷道快速掘进技术研究主要针对巷道快速掘进的影响因素、设备优化等,对巷道空顶距、支护参数、施工工艺联合优化的研究较少。针对该问题,以甘肃省环县甜水堡煤矿2号井1309工作面回风巷为研究对象,对煤巷支护参数与设备工艺优化方法进行研究。分析了巷道掘进各工序的用时特征,得出掘进、永久支护、临时支护用时最多,占比分别为25.3%,49.9%,6.2%;以耗时最长的3个工序为重点优化方向,构建了掘进工作面空顶区顶板力学模型,得出掘进工作面理论最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、工艺等因素影响,确定空顶距为2.0 m;根据不同支护方案下巷道围岩应力、变形、塑性区的分布特征,结合巷道高效掘进需求,确定最佳锚杆间排距为800 mm×1 000 mm。结合巷道实际的地质条件,配套优化了掘进设备、临时支护工艺与施工工艺。现场试验结果表明,优化后最大日进尺由8 m提高到10 m,巷道掘进速度提高了25%;巷道围岩变形基本处于稳定状态,最大变形量为226 mm。优化方案不仅保证了巷道的安全稳定,还显著提高了巷道的掘进速度。