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。     

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。     

异形载荷–弹性基础基本顶板结构破断特征及稳定性分析

为了研究近距离煤层层间基本顶三维破断演化特征，建立异形载荷–弹性基础基本顶板结构周期破断力学模型，探究不同载荷作用下层间基本顶破断位置、破断类型和破断形态，并对破断结构进行空间稳定性分析，阐明直角梯形板块失稳灾变条件及其对主控因素的响应规律。结论如下：(1)基本顶破断形态与上覆载荷分布形式直接相关，在均布载荷作用下，基本顶发生“O-X”破断，形成1个类等腰梯形板块和2个弧三角块体；在边界煤柱–采空区单峰状载荷作用下，基本顶发生“■”破断，形成2个类直角梯形板块和2个弧三角块体；在孤岛煤柱驼峰状载荷作用下，基本顶发生“■”破断，类直角梯形板块间形成块裂区。(2)破断结构失稳判据显示，直角梯形板块存在滑落失稳和回转变形失稳2种失稳形式，且每种失稳形式具有整体失稳、单边失稳和不失稳3种灾变组合。(3)随上覆载荷q增大，滑落失稳系数(深入煤体长边K₁、侧向直角边K₂)减小，回转失稳系数(深入煤体长边K₃、侧向直角边K₄)增大，即载荷增大不利于板块保持稳定；板块断裂宽度w具有与载荷q类似的规律，但当断裂宽度达...     

基于矿震活动规律的重复采动高位硬厚岩层冲击机制探讨

针对高位硬厚岩层条件、多煤层开采下煤层强矿震频发问题,以鲍店煤矿十采区200 m超厚高位红层砂岩为工程实例,分析重复采动高位硬厚岩层矿震活动规律及冲击机制。矿震活动规律表明:相比于上煤层而言下煤层开采引起的能量小于104 J的微震事件明显减少,但对开采活动影响较大的能量高于105 J的强矿震事件大大增加;矿震活动总体表现出较弱的规律性,但工作面两侧边界的强矿震事件明显多于中部区域,且工作面采空区侧的强矿震事件远多于实体煤侧。在分析高位硬厚岩层初次破断运动特征的基础上,结合3下煤层开采期间的微矿震活动,提出高位硬厚岩层条件下、重复采动工作面分区域冲击机制:中部由于沉降空间加大,竖向载荷突变造成断裂岩块间剪应力超限,导致原铰接平衡岩块失稳冲击的"剪切滑落型";两侧边界由于岩层移动线外扩,产生高集中应力压实下部垮落岩层导致岩块侧向滑移冲击的"滑移沉降型";2种冲击机制相互交叉、相互促进,"滑移沉降型"冲击在重复采动高位硬厚岩层诱发的动力响应中起主导作用。     

基于关联因素前兆监测的冲击地压发生区域与时期初探

 为对后续开采活动起到警示作用,在强冲击危险区域,采用现场实测的方法得到冲击地压、微震、顶板破断以及采动应力分布等数据,并进行关联规律分析。分析结果表明：超前支承压力影响区域是冲击地压、微震事件的主要发生区域,但冲击地压还会发生在超前支承压力影响之外的微震活动区;基本顶垮断周期、本工作面与邻近采空区沟通导致高位岩层见方垮断周期以及微震活动周期是冲击地压发生的可能时期;以上3个周期近似同步时,超前支承压力影响范围内冲击地压发生概率明显增加。     

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。     

高位硬厚岩层破断规律及其动力响应分析

 以杨柳煤矿10416工作面高位硬厚岩浆岩条件为背景,建立高位硬厚岩层三边固支一边简支弹性薄板力学模型,利用瑞利–里兹法,推导出硬厚岩层挠曲函数与应力近似解析式,得到破断跨度的计算式,并根据覆岩破裂形态提出破断步距的计算方法。采用微震、支架压力及地表下沉等监测分析,揭示高位硬厚岩层破断失稳规律及其动力响应。研究表明：高位硬厚岩层破断前的挠度最大点为(x =a /2,y =13b/(10π)) (a为硬厚岩层走向悬露长度,b为硬厚岩层沿倾向的悬露长度);当a＜1.049b时,硬厚岩层首先沿倾向固支边发生破断,否则首先沿走向固支边发生破断;硬厚岩层初次破断形式为沿走向对称而沿倾向非对称的“O-X”型,且破断后侧向跨度固支侧大于简支侧。高位硬厚岩层破断及运移过程中微震活动加剧,产生强微震活动,破断失稳期间支架压力显著升高,并引起地表下沉明显变化。高位硬厚岩层破断失稳引起强烈的动力响应,采用理论计算和微震监测可以进行分析预测。     

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.     

山地浅埋煤层工作面支架合理工作阻力研究

针对山地浅埋煤层开采过程中工作面出现的矿压显现强烈,支架被压死或支架尾梁与顶梁分离等现象,通过建立山地浅埋煤层基本顶初次垮落时岩块触矸前控制基本顶滑落失稳的结构力学模型对山地浅埋煤层开采工作面支架合理工作阻力进行了研究。研究表明:山地浅埋煤层开采过程中基本顶出现滑落失稳的可能性相对较大,且基本顶的初次破断具有不对称性,通过计算得出发耳井田1、3煤层山地浅埋煤层工作面液压支架工作阻力应大于5 773 kN。     

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。     

两侧不规则采空区孤岛工作面煤体整体冲击失稳研究

为了研究两侧不规则采空区孤岛工作面煤体整体冲击失稳的危险性,以山东某矿3206孤岛工作面为工程背景,分析工作面回采期间两侧不规则采空区顶板结构动态变化过程;采用高精度微震监测技术,获得该矿采空区上覆岩层移动角和触矸角;提出孤岛工作面煤体支承压力计算公式及失稳分析方法,分析得出孤岛工作面侧向采空区由悬顶向半悬顶结构转变时应力达到最大、而采空区宽度足够大(进入充分采动阶段)时应力反而减小的结论。最后,结合3206工作面地质条件得到工作面回采期间各阶段的失稳系数。分析结果表明:该工作面在回采过程中,发生冲击失稳的可能性较大,但通过采取大直径钻孔卸压等防冲措施,该工作面可以安全回采,开采实践证明,本文结论是正确的。     

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。     

大空间远近场结构失稳矿压作用与控制技术

针对大同石炭系坚硬顶板特厚煤层开采造成的强矿压显现及控制难题,通过现场实测和理论分析,揭示了大空间远、近场岩层失稳破断的强矿压显现机制,提出了坚硬顶板控制技术。研究表明:近场岩层破断失稳造成工作面复合周期来压显现,远场结构失稳是工作面强矿压的主要影响因素,临空开采、煤柱赋存条件下,高位结构破断回转、应力集中更复杂,采场矿压显现更强烈。提出井上下、远近场协同控制坚硬岩层技术体系,通过采用井下近场预裂和地面远场压裂的坚硬岩层弱化技术,减弱远、近场坚硬岩层的矿压作用,控制工作面强矿压显现,开辟了采场矿压控制的新途径。     

基于微震监测关键层破断诱发冲击地压的物理相似材料模拟实验研究

为研究冲击倾向性顶板破断及其能量释放规律,采用物理模拟材料模拟实验,结合微震监测仪器、压力传感器,研究实体煤和采空区下回采工作面微震事件的分布特征及其与矿压分布规律之间的关系,分析矿压对煤岩体能量积聚与释放的影响,揭示关键层破断诱冲机制。研究表明:实体煤下微震事件主要发生在工作面前方顶板岩层中,微震事件能量释放值高于采空区下;采空区下微震事件主要发生在工作面后方顶板岩层中,微震事件发生的频次高于实体煤下回采。依据相似定理推导了能量相似比公式,定义物理相似材料模型中覆岩垮落发生大事件的能量值为333.33 J,发现大事件多发生在应力增高区"倒梯形"结构附近。随着工作面距离开切巷距离的缩短,微震事件能量积聚与释放周期随之减小。关键层破断诱发冲击地压时,主关键层积聚弹性能为冲击地压显现提供能量,冲击地压显现的位置一般处在受采动影响的应力增高区。为此,提出控制源头、降低应力集中、降低应力传导效率的控制策略,工程实践效果监测表明工作面顶板得到了有效控制,保障了安全生产。     

高强度开采工作面顶板动载冲击效应分析

采用理论分析、室内试验及现场实测方法分析高强度采场顶板动载冲击效应发生条件、机制及影响因素。采场围岩组成的非理想刚体系统为围岩发生动力破坏提供条件,建立老顶动力断裂失稳的折迭突变模型,老顶岩层峰后软化模量大于弹性模量是导致突发动力性断裂失稳的内在原因;在确定塑性区范围的基础上得到老顶由弹性稳定状态过渡至整体断裂失稳状态过程中塑性耗散功、断裂面表面能及破断岩块初始动能的解析解;建立老顶断裂线处于煤壁上方不同位置的老顶结构模型并得到老顶发生动载冲击现象的结构条件及冲击作用力的表达式;工作面推进速度加快等效于老顶悬臂梁加载速率提高,老顶岩层抗拉强度的伪增强导致老顶断前储存于悬臂梁中的弹性应变能增多、破断岩块初始动能占总应变能的比例升高,增大了高强度开采工作面老顶发生动力破断失稳的概率。研究成果应用于王庄煤矿,可解释8101工作面发生大范围切顶压架事故原因并可指导围岩加固方式的改善工作。     

采场覆岩厚关键层破断与冒落规律分析

具有良好分层性的采场覆岩破断规律己被基本掌握，但对于厚关键层(特厚层砂岩老顶)覆岩的采场矿压规律还需深入研究。运用岩体破裂过程分析系统，结合某矿区实际覆岩构造特征，分析了具有厚关键层的采场覆岩的破断与冒落规律。研究表明：厚关键层的破断、垮落规律与长梁(或薄板)矿压理论存在根本差异，其初次破断与冒落形态为拱形，周期破断与冒落呈不等长的短块状。厚关键层来压具有多样性和随机性，不同形式的采场来压对支架的作用不同，大块滑落失稳对采场支架的威胁最大，对采场矿压控制提出了严峻的挑战。该研究成果为实际采矿设计与矿压控制提供了理论依据。     

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。     

非坚硬顶板条件下高强度开采采动诱发冲击地压机理初探

即使是非坚硬顶板条件，当开采强度加大时，也将发生冲击地压灾害。针对厚及特厚煤层综采放顶煤、大采高综采等高强度开采条件，立足于由顶板岩层-煤层-底板岩层所组成的力学系统，通过数值模拟研究，研究采动应力场的时空演化过程对采掘空间受力、变形及破坏的影响及远场应力与近场应力的相互影响及诱发冲击地压的条件，弄清煤岩层垮断、采动应力场的时空演化规律，揭示非坚硬顶板条件下高强度开采采动诱发冲击地压及瓦斯灾害的机制。     

神东矿区近距离煤层出一侧采空煤柱压架机制

 针对神东矿区石圪台煤矿1-2煤一盘区多个工作面在推出上覆1-2上煤一侧采空煤柱过程中发生的压架事故,采用现场实测、理论分析和模拟试验,对压架发生的机制及其防治对策进行研究。结果表明：下煤层切眼布置于上覆煤柱区下方,造成工作面回采期间经历由煤柱区进入采空区下的开采过程,即为出一侧采空煤柱的开采。在此过程中出现的压架存在2种类型,当切眼距煤柱边界较远而大于煤柱上方关键层的初次破断距时,则出煤柱时该关键层将处于周期破断状态,并与煤柱边界采空区一侧已断块体形成非稳定的三铰式结构,该结构的相对回转运动传递的过大载荷是压架发生的根本原因。当切眼距煤柱边界较近而介于煤柱上方关键层的初次破断距和周期破断距之间时,则出煤柱时该关键层将呈现悬臂式破断,由于其破断跨度较大,将造成支架载荷的过大而压架;同时,若此破断跨度超过该关键层1.7～1.9倍的周期破断距时,其压架强度将明显增高。模拟试验和工程实践表明,缩小下煤层切眼距煤柱边界的距离使得煤柱上方关键层不发生破断,可有效防治出一侧采空煤柱开采的压架。     

“三软”煤层冲击地压诱导煤与瓦斯突出力学机制研究

 以新安煤田为工程背景,通过现场调查、测试、实验室试验、理论计算和相似条件类比,探讨“三软”煤层冲击地压作用下煤与瓦斯突出力学机制。研究结果表明,在原岩和采动应力作用下,巷道底板存在的高弹性模量夹层砂岩向上挠曲,造成煤体正常瓦斯溢出通道被封闭,煤体内部产生裂隙促使吸附瓦斯解吸为游离瓦斯,可实现煤与瓦斯突出的外部准备条件;底板高弹模夹层的破断冲击,打通被压实煤体的瓦斯溢出通道,可实现煤与瓦斯突出的外部激发条件;掘进迎头附近底板产生的105J以上量级冲击地压,其孕育和发生过程导致的迎头煤墙闭合–破裂,可诱导每立方米煤初始瓦斯膨胀能小于1.3×106 J (瓦斯压力小于0.74MPa)的煤层发生瓦斯突出或异常涌出,而每立方米煤初始瓦斯膨胀能大于1.3×106 J(瓦斯压力大于0.74MPa)的煤层,可诱导发生煤与瓦斯突出。通过对高弹性模量岩层(夹层)底板实施钻孔或爆破措施,防止底板弹性变形向上挠曲与破断冲击,可破坏此类煤与瓦斯突出准备和激发的外部条件。