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。     

“三硬”条件煤层压变区域失衡冲击理论及应用

冲击地压是一种矿山动力灾害,是煤矿井工开采领域的难题之一,“三硬”条件下的冲击现象更为复杂,是开采此条件煤层亟待解决的问题。本文利用相似模拟试验揭示了“三硬”条件煤层应力集中和分布规律,结合数值模拟分析了工作面前方能量积聚情况,总结了“三硬”条件冲击地压的特征及发生过程,提出压变区域失衡冲击理论。理论认为:采、掘活动引起采煤工作面周围应力重新分布和集中,继而煤层出现软化破坏区、硬化弹塑区和裂隙压密区。软化破坏区吸收硬化弹塑性区煤体破坏释放的能量。当硬化弹塑区单位时间内释放能量大于软化破坏区吸收能量时,压变转化动平衡遭到破坏继而发生冲击地压。在此理论的指导下提出以煤层卸压孔为主、顶底板卸压槽、爆破为辅的“三硬”条件冲击地压防治措施,在实际应用中取得显著效果。     

煤层底板岩体采动渗流场–应变场耦合分析

根据五沟煤矿1018工作面地质及水文地质条件,应用三维快速拉格朗日(FLAC3D)流固耦合分析模块,采用变渗透系数方法,对该工作面底板岩体采动渗流应变机制进行数值模拟研究。分析结果表明:采动影响下,围岩渗透系数发生较大的变化,处在采空区正上方的泥岩段最大达到原始渗透系数的1 293倍;根据渗流场分析,工作面采动并没有破坏底板隔水层的阻水性能,采动裂隙没有导通灰岩含水层,灰岩水涌入回采工作面形成水害可能性较小;工作面正下方岩体单元安全度小于1的区域最大深度为30 m。综合渗流场以及隔水底板单元安全度分析结果,10煤底板下灰岩水溃入工作面形成水害可能性较小。     

分岔合并下伏煤层破碎顶板超前注浆加固技术

分岔合并下伏煤层分层开采中,上覆煤层的采动对底板有一定的破坏影响范围,导致下层煤工作面顶板破碎,严重影响下伏煤层的正常回采。针对淮北矿业(集团)有限责任公司许疃矿7₁煤与7₂煤分岔合并现象,通过理论分析和数值模拟分析了7₁18工作面采动影响下底板破坏深度的范围;通过室内力学试验确定了最佳浆液水灰比为1∶1,水泥-水玻璃体积比为1∶0.4~1∶0.6之间;设计了7₂25工作面顶板注浆参数和注浆孔布置;通过数值模拟、相似模拟综合分析了预注浆加固效果,注浆后煤壁及顶板稳定性明显增强,顶板控制效果明显。     

Stress analysis of longwall top coal caving

Longwall top coal caving (LTCC) is a relatively new method of mining thick coal seams that is currently achieving high productivity and efficiency in application, particularly in China. The technique is similar to traditional longwall mining in that a cutting head slices coal from the lower section of the coal seam onto a conveyor belt installed in front of the hydraulic support near the cutting face. In modern LTCC an additional rear conveyor belt is located behind the support, to which the flow of the caved coal from the upper part of the seam can be controlled by a moveable flipper attached to the canopy of the support. The mining method relies on the fracturing of the top coal by the front abutment pressure to achieve satisfactory caving into the rear conveyor.This paper develops a yield and caveability criterion based on in situ conditions in the top coal in advance of the mining face (yield) and behind the supports (caveability). Yielding and caving effects are combined into one single number called caving number (CN), which is the multiplication result of caving factor (CF) and yield factor (YF). Analytical derivations are based on in situ stress conditions, Mohr–Coulomb and/or Hoek–Brown rock failure criteria and a non-associated elastoplastic strain softening material behaviour. The yield and caveability criteria are in agreement with results from both numerical studies and mine data.The caving number is normalised to mining conditions of a reference Chinese mine (LMX mine) and is used to assess LTCC performance at fourteen other Chinese working longwalls that have had varying success with the LTCC technology. The caving number is found to be in good agreement with observations from working LTCC mines. As a predictive model, results of this analytical/numerical study are useful to assess the potential success of caving in new LTCC operations and in different mining conditions.     

超化煤矿“三软”煤层采动底板变形破坏的实测研究

通过现场应变实测系统研究了郑州矿区超化煤矿"三软"煤层底板采动变形破坏的深度及其受采动煤壁前方影响的范围。得出了在正常采动情况下厚的软煤和软底对应力和变形的传播具有一定的缓冲作用,受超前应力集中的影响,竖直应力的变化比水平应力大。揭示了中段灰岩组对应力分布和变形破坏的重要控制作用,为豫西煤炭资源向深部开采所引起的底板水防治提供了部分参考的依据。     

The characteristics of deformation and failure of coal seam floor due to mining in Xinmi coal field in China

Deformation and failure of a “three-weak” (weak roof, thick weak coal, and weak floor) coal seam floor subject to mining are studied in this paper. Firstly, by using a group of strain sensors buried at different floor depths, we measured the relationships of the axial strain to the distance from the advancing face field. The floor depths and stratum positions, and as well as the peak width, which is the distance of the first maximum strain increment to the working face, were drawn. The axial stress and its zone of influence, which is the distance from the face to the borehole along the roadway, and at which there is obvious strain increment difference, were also drawn. Secondly, we established an analytical mechanical model and found the analytical solution of the floor’s supporting pressure distribution ahead of the face. And thirdly, we set up a numerical simulation engineering geological model and simulated stress distribution and deformation characteristics of the floor with complex multi-stratum (11 strata) structure. The results from the three approaches showed that: (1) the failure depth (<10.0 m) and zone of influence (up to 36.0 m) induced by mining ahead of the three-weak seam face were much smaller than those common seam faces; (2) the axial strain fluctuated greater than the radial one, with its max peak keeping at about 8.0 m ahead of the advancing face, and its zone of influence spreading to 36.0 m; (3) the peak width of axial strain and its zone of influence in the haulage roadway were stronger than those in the ventilation roadway; and (4) the three weak coal seam played a strong buffering action against deformation and failure due to mining. This research may be of interest to assist with improving strata control and health and safety in operating coal mines.     

高承压水上采煤底板突水通道形成的监测与数值模拟

 底板采动破坏及导水通道的形成是底板突水发生的必要条件,也是进行矿井突水的监测预报基础。以新义矿为例,采用现场监测及数值模拟等手段,研究高承压水上采煤底板采动破坏及突水通道的形成及演化过程,分析该过程中的底板电阻率、应力及孔隙水压力的变化规律。结果表明：高承压水上采煤底板受工作面超前支撑压力破坏严重,11011工作面底板破坏深度达到25 m,大于一般经验计算值;建立的基于流–固耦合底板采动破坏数值模拟模型更能准确、客观地反映底板破坏的影响因素,模拟的最大破坏深度为23.75 m,与现场监测结果接近;采动过程中的底板电阻率、应力以及孔隙水压力变化较好地反映底板破坏及突水通道形成、演化以及充水的整个过程,可作为矿井突水临突监测预报的重要信息源。     

深井煤层底板卸荷扰动应力场展布形态研究

采用综合研究方法分析了煤层回采后底板岩层应力场变化特征和空间分布规律,结果表明:工作面回采初期,煤壁前方及开切眼附近最大主应力近似等于垂直应力,似“球根”状向底板岩层传播,高剪应力斜向采空区两侧未采煤层底板传播,并迅速衰减,水平应力集中程度微弱;工作面继续回采,围岩最大主应力场急剧偏转,底板岩层存在高应力束组成的主应力拱,垂直应力峰值线是深入煤体斜向工作面底板岩层按负指数规律衰减的曲线,采场附近垂直应力等值线升高区呈“耳”型分布,工作面后方采空区底板岩层出现滞后卸压现象,垂直应力等值线最终趋于“平底型”分布,卸压范围呈现倒“八”字型;煤层底板应力场具有继承相关性,且煤层底板方向应力场衰减速率远大于煤层顶板岩层。附加水平应力和剪应力沿采空区边缘在浅部岩层出现高度集中现象,之后急剧耗散。力学场偏转伴生出的拉应力、膨胀应力、挤压应力联合作用是底板岩层运动(底臌)的本质力源,煤壁前方底板岩层存在微弱的扰动变形,底板岩层裂纹势必超前起裂。     

深井综采(放)工作面异常来压控制研究

 通过事故调研、理论分析和现场实测,研究深井综采(放)工作面异常来压的发生机制、控制技术及其危险性的分区分级评价方法。得到的主要结论为：(1) 工作面异常来压诱发因素主要有顶板来压、顶板水、控顶距增大、初撑力低、采高变化、断层、推进速度以及这些因素的叠加;(2) 异常来压的发生机制是上述影响因素引起顶板结构与支架作用关系失衡后,导致顶板异常活动和支架异常受力;(3) 异常来压的控制方法为开采前进行评价,预处理危险区,开采过程中实施矿压监测,采用工作面调斜、适当降低采高、提高初撑力、提前疏放水或加固顶板、预裂顶板、加快推进速度、优化支架阻力等措施,降低危险性。研究结果在赵楼煤矿1306工作面进行应用,取得良好效果,可有效避免压架事故。     

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。     

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。     

大倾角综采工作面顶板管理技术优化与应用

通过介绍大倾角综采工作面切眼顶板管理方法和大倾角综采工作面末采顶板管理技术，具体阐述了大倾角综采工作面顶板管理技术优化情况及其在木瓜山煤矿一期技改工程中的应用，从而为工作面安全生产提供可靠保障。     

承压水上工作面破坏及裂隙演化相似模拟试验

随着我国煤炭开采深度的逐渐增大,承压水上开采工作面底板破断、突水事故呈上升趋势。以某煤矿承压水上开采工作面底板为研究对象,采用理论分析和开采固-流耦合相似模型对承压水上开采底板破断失稳特征进行了研究,并对回采过程中裂隙演化特征进行了数字化分析。研究结果表明:某煤矿承压水上开采工作面底板存在明显“三带”规律;工作面底板破坏深度为19.2 m,有效保护层厚度为2.3 m;随着工作面向前推移,底板所受应力随着距开切眼距离的增大而增加;采动过程中近煤壁底板为裂隙聚集区;采动过程中煤层底板裂隙数量随着深度的增加而减少;底板裂隙演化能很好反映底板破坏过程,可为矿井突水临突监测监控提供可靠数据。     

超长孤岛综放工作面支承压力分布规律研究

为对超长孤岛综放工作面围岩稳定性和顶煤冒放性进行控制,采用FLAC3D有限元软件对比分析了超长孤岛工作面的支承压力分布特征。研究老顶上覆岩层应力场的变化规律,分析初采期间和正常推进期间工作面超前支承压力分布规律。老顶岩层内工作面超前支承压力存在两个峰值区域,工作面后方支承压力沿面长方向的中间存在一个峰值区域,两者之间为低支承压力区域。顶煤层位支承压力峰值大于煤层的机采层位,但支承压力的影响范围小于机采层位,且顶煤的极限平衡区宽度较机采层大。工作面正常推进期间较初采期间的支承压力极限平衡区宽度增大,孤岛工作面加长后支承压力峰值系数在初采期间增加,而在正常推进期间降低。超长孤岛工作面减小孤岛工作面侧向支承压力的叠加影响。     

超高水开放式充填开采围岩破裂的微地震监测

 超高水材料充填开采对于围岩长期稳定性的控制作用,在国内外均缺少相关的研究。以冀中能源邯郸矿业集团陶一煤矿(简称陶一煤矿)充6工作面为背景,采用微地震和围岩应力动态监测相结合的实时监测方法,综合地表沉陷的测量数据,首次对超高水材料开放式充填大面积开采效果进行研究和评价。根据监测结果,在陶一煤矿充6工作面采高3 m、采深约300 m、工作面斜长120 m的条件下,工作面围岩覆岩破裂最大高度为48 m、支承压力影响范围35～40 m,工作面上方地表最大沉陷量为98 mm。结果表明,超高水材料开放式充填能够有效控制围岩破裂范围,减小采动影响,且在仰斜开采工作面运用效果较好。     

薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究

 以南屯煤矿1610工作面为工程背景,对薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数进行研究。通过对薄煤层工作面回采过程中顶板受力状态分析,确定影响薄煤层切顶卸压沿空留巷的关键参数为顶板预裂切顶高度、预裂切顶角度以及预裂爆破钻孔间距。数值模拟分析结果表明,当直接顶岩层厚度远大于采空区高度时,应在预裂切顶高度满足岩层下沉弯矩产生的拉应力使直接顶整体拉断的同时,预裂切顶面应向采空区偏转一定角度,从而有效切断采空区顶板与留巷顶板间的应力传递,实现顶板的顺利切落成巷。在此基础上,通过现场预裂爆破试验,确定最佳预裂爆破钻孔间距。研究成果在现场实际工程中成功实施,对于切顶卸压沿空留巷技术在薄煤层开采中的推广应用具有重要的借鉴意义。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

密实充填矿压显现时空演化规律研究

建立和分析密实充填矿压显现时空演化力学模型,运用相似材料模拟方法研究充填开采条件下的采场矿压显现时空演化规律,并以邢台某矿充填实践为工程实例进行分析验证。研究结果表明:顶板下沉活跃期间,充填体受力与充填步距和推进时间呈正相关;在充填开采物理模拟中,顶板测点应力普遍经历了应力升高-急剧卸压-缓慢升压再到稳定的过程,且工作面前方顶板应力峰值和煤柱受力随着充填步距的增加而增大;充填体受力随着工作面推进而不断增加至趋于稳定,稳定后的顶板应力和充填体受力均小于原岩应力;停采后静置阶段,随着时间增长,充填区顶板依然存在缓慢下沉现象。某矿充填实测结果显示距离切眼15和40 m处的充填体压力为3.5和5.5 MPa,且顶板下沉和覆岩离层在工作面推进过程中均随着充填距离的增加和充填时间的推移表现出了规律性变化。     

基于采动顶、底板岩层损伤的冲击地压预测

为探索微震法预测冲击地压的原理和应用技术,在装备高精度微地震监测设备的煤矿,开展采掘过程连续的岩体破裂现场监测,使用自主研发的采动岩体破裂规律分析和冲击地压预测软件MapRAS进行预测研究和工程应用。发现采动过程岩体微破裂在顶板和底板的深度扩散是产生冲击地压的大概率事件;提出采动顶、底板深度损伤是冲击地压成核重要因素的观点。建立应用微震数据辨识顶、底板采动破裂损伤深度的函数关系式和算法。分析显示顶板和底板深度损伤存在联动,与顶板关键层的周期破断及其后效相对应,反映出顶板、底板的加–卸载过程,在华亭煤田多显现为巷道底板破断型冲击地压。经工程应用检验,预测效能较高,应用效果良好。