断层附近回采巷道顶板岩层运动特征研究

为解决断层影响区域回采巷道的支护问题,必须了解回采巷道顶板岩层运动变形特征．通过相似材料模拟试验,建立平面应力模型,分析研究断层下盘煤层开采后,在其上盘煤层中开掘巷道,巷道顶板的位移和巷道变形特征．结果表明：在断层影响区域,在水平方向上,回采巷道顶板岩层出现与断层倾向基本一致的垂直裂缝,顶板表现出不连续性．在垂直方向上,顶板离层出现不均匀沉降,顶板岩层特别是顶板下位岩层向断层方向倾斜．巷道围岩破坏不具有对称性,紧靠断层顶底板破坏严重．在回采巷道支护方式选择上,应用U型钢支护效果优于锚杆支护．     

煤巷顶板岩层结构的探测与确定

通过对煤巷顶板的岩层结构失稳的理论分析,得出岩层的力学性质、位置、厚度以及厚跨比是影响岩层结构失稳破坏的主要因素;利用中国矿业大学开发的冒顶隐患探测仪,对钻速、转速、推力进行同步、连续、密集监测、记录,来推断钻孔所在点巷道顶板不同位置的煤层顶板岩性及岩层结构。工程实践表明:利用冒顶隐患探测仪识别的岩层岩性及其结构与岩芯实测值具有较好的吻合性,符合率达到了95.14%,识别效果相当好。     

掘进巷道顶板岩层随钻识别研究

为了在巷道掘进过程中随时识别顶板岩层,提出一种通过检测锚杆钻机液压系统的压力和流量来探测巷道顶板岩层的方法;推导出顶板岩层随钻探测的钻进参数计算公式;研制了顶板岩层随钻识别试验系统,并将随钻识别试验数据与单轴抗压强度试验数据进行比较分析。研究表明:1)当检测到锚杆钻机液压系统中的压力和流量发生阶跃响应或脉冲响应时,可以判断钻头通过了顶板岩层分界面或软弱夹层;2)实验测得钻头穿过软弱夹层时,钻进速度的最大值与最小值之比为12.4,表明钻进速度在几种钻进参数中是最敏感的;3)通过检测锚杆钻机液压系统的压力和流量可以推算出顶板各岩层强度和层位。     

煤巷顶板锚固孔钻进岩层界面动力响应特征与识别

煤巷顶板岩层交界面或软弱夹层赋存特征是其稳定性的重要影响因素,锚固孔钻进是实现煤巷顶板支护的关键步骤,钻头穿过岩层交界面和软弱夹层时与其他岩层相比具有不同的动力响应。采用数值模拟方法,得出不同动力源下岩层界面与软弱夹层的动力响应特征信息,根据钻进时间、位移、钻速和转速等参数关系,提出采用平均钻速搜索法确定岩层交界面位置和软弱夹层特征。将识别结果与构建模型对比发现误差较小,为现场探测煤矿巷道顶板岩层交界面及软弱夹层提供了理论支持。     

近距离煤层采空区下裂隙发育顶板巷道支护技术研究

针对近距离煤层采空区下裂隙发育顶板巷道变形难以控制的问题,以巷道位置选择、裂隙发育顶板结构分析为出发点,采用小孔径围岩结构窥视、数值计算的方式研究了上、下部煤层顶板岩层结构和应力分布特征。研究结果表明,同向内错布置可避开上部煤层残留煤柱集中应力传递和扩散对下部煤层的影响,解放了下部煤层开采部署;近距离煤层层间距小,夹层裂隙发育,必须严格控制岩层的进一步扩容变形,控制裂隙扩展。针对近距离煤层采空区下裂隙发育顶板提出了采用高预应力全长锚固锚杆支护系统,下部煤层巷道变形得到了有效控制,取得了良好的效果。     

锦界矿回采巷道围岩破坏特征及控制技术研究

根据锦界矿的地质条件,采用现场观测和数值模拟的方法,分析了原支护方式下回采巷道围岩破坏特征,顶板岩层稳定跨距分析结果表明顶板第2层岩层为稳定岩层。增大锚杆、锚索的支护密度后,试验巷道两帮最大移近量和顶板最大下沉量分别为318、205 mm,工程应用效果较好,可为类似条件下的巷道支护提供参考。     

大倾角煤层采面顶板岩层运动研究

根据对大倾角采面顶板岩层运动的研究 ,分析了沿采面倾斜方向不同位置处顶板岩层的不同运动方式、不同结构的形成及其对采面来压的影响     

巷道复合顶板变形破坏特征与冒顶隐患分级

煤层顶板岩性复合及分层厚度变化大,稳定性差异显著。针对巷道层状复合顶板条件,采用现场探测、数值模拟、理论分析等方法,研究了顶板岩层结构分类、顶板变形破坏特征与平衡结构及冒顶隐患评价。研究表明:巷道复合顶板岩层结构可分为坚硬岩层、软弱岩层、下软上硬、下硬上软、软硬渐进、硬软相间及软硬相间等7个类型。对于较差的顶板岩层结构,在层面和节理影响下,巷道顶板下位分层形成离层、随动稳定状态的铰接岩块结构及亚稳定状态的裂隙弯曲结构,其范围和承载能力与顶板岩层结构类型有关,顶板变形和锚索延伸量呈现不协调性。采用锚索是否破断失效作为分级指标,建立了冒顶隐患的分级方案,划分了典型顶板岩层结构的隐患等级,对3个级别的冒顶隐患进行了安全评估。     

综放开采超前平巷中奇异矿压显现规律

针对兴隆庄煤矿一采区1303综放工作面超前平巷发生奇异压力的现象,采用关键层理论对在采动过程中的上覆岩层运动规律进行了详细的力学分析,研究了它们的运动特征、破断步距、断裂位置、断裂方式以及对工作面及其超前平巷的来压规律,对比分析了该工作面矿压实测数据与理论研究成果.结果表明,1#顶板岩层对工作面及超前平巷压力影响都很小,2#顶板岩层主要影响工作面矿压显现,而对超前平巷影响较小,3#顶板岩层对工作面压力影响较小而对超前平巷的矿压显现有较大的影响.放顶煤开采增大了3#顶板的运动空间,超前平巷的矿压显现具有周期性.1303综放工作面超前平巷发生的奇异压力现象是3#顶板和2#顶板岩层共同来压作用的结果.     

大倾角煤层采面顶板岩层运动研究

根据对大倾角采面顶板岩层运动的研究，分析了沿采面倾斜方向不同位置处顶板岩层的不同运动方式、不同结构的形成及其对采面来压的影响。     

特厚煤层综放采场矿压异常显现机理与控制

为解决准格尔煤田特厚煤层综放采场矿压异常显现、顶板控制难度大的问题,以酸刺沟煤矿6上煤层为研究对象,通过理论分析和现场实测等方法,对综放采场矿压异常显现机理及顶板控制技术进行了研究。结果表明:① 建立了6上煤层综放采场小冒采比长悬顶板结构模型,得到直接顶与基本顶具有交错式断裂和平行式断裂2种断裂关系和演化过程;② 通过力学计算分析,得到了2种断裂条件下顶板压力与冒采比和顶板参数的定量关系。冒采比小,顶板悬顶越长,顶板压力越大,且顶板平行式断裂时造成矿压异常现象;③ 提出并实施了控顶区矿压控制技术、采空区矿压控制技术和新型支架矿压控制技术,技术实施后顶板控制效果好,保证了安全开采,生产效果显著,为类似条件的顶板控制提供了参考指导。     

固体密实充填采煤覆岩移动弹性地基薄板模型

固体充填采煤覆岩移动规律与传统垮落法开采相比发生了本质的变化,为准确地计算固体充填入采空区后上覆岩层的移动规律,在分析固体密实充填采煤覆岩移动特征的基础上,采用弹性地基薄板理论,建立了固体密实充填采煤充填体-基本顶力学模型,推导出了采场基本顶挠度、应力方程以及基本顶发生破断的临界条件,分析得出弹性地基系数是影响顶板移动变形的关键因素,并结合相关参数给出了基本顶最大下沉量和最大应力值随弹性地基系数的变化规律。平煤十二矿己15-13080充填采煤工作面工程实践结果表明:实测基本顶最大下沉值为347 mm,与理论计算结果相符。     

崩落法开采时复杂顶板的崩落过程分析

在分析崩落法开采中顶板围岩崩落的基本条件后,从岩体工程质量、初始地应环境、空区的形态与充填状态等方面分析了顶板崩落的影响因素.结合程潮铁矿顶板崩落过程的监测结果,分析了顶板岩体的崩落过程,得出了完整的顶板空区发展过程图.研究结果表明,软硬岩体交错分布,软弱不连续面的存在是引起顶板崩落呈间歇性、突发性地发展的原因.与层状顶板崩落过程类似,在组成复杂顶板的岩体中,存在稳定性好的关键结构体,顶板的崩落过程受关键结构体控制.     

保德煤矿81504综放面支架工作阻力适应性分析

以煤层顶底板岩层力学参数为基础结合上覆岩层运移规律,研究工作面直接顶的岩层组成、顶板运动参数,构建合理的顶板结构模型.对顶板结构模型进行力学分析,定量的计算工作面支架的支护强度.已采81305工作面工程实践表明,工作面直接顶由3层岩层构成,直接顶总厚度为17.2 m,工作面老顶以粗粒砂岩为主,厚度6.7 m,工作面直接...     

煤巷复合顶板岩层失稳判别方法与冒顶隐患分级

针对同一巷道不同区域复合顶板垮落问题,建立了巷道复合顶板岩层过梁结构力学模型,获取巷道顶板岩梁破断失稳形态和极限条件,提出了巷道复合顶板岩层失稳判别方法,探讨了巷道复合顶板破坏失稳与岩层定量关系影响因素,建立了巷道复合顶板冒顶隐患级别划分指标体系,给出了隐患分级方法,将巷道冒顶高度作为冒顶隐患的分级指标,开发了巷道复合顶板稳定性判别软件,掌握了石圪台矿2-2煤顶板冒顶隐患级别区划特征,给出了基于巷道冒顶隐患分级的回采巷道顶板支护参数设计方案,实现差异化支护设计的同时,减少支护材料浪费,降低高冒风险巷道的事故发生概率。     

不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形机理

为了掌握不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的机理,采用矿用钻孔窥视仪对不稳定覆岩下的沿空掘巷顶板岩层进行了钻孔摄像观测,提出了"基本测量尺度-裂隙条数法"钻孔裂隙统计方法,采用该方法对沿空掘巷顶板岩层中的裂隙进行了统计分析,并研究了裂隙分布及其演化规律。研究表明:纵向裂隙和横向裂隙为不稳定覆岩下沿空掘巷顶板岩层中2种基本的裂隙形式,其中纵向裂隙多分布于巷道上部顶板岩层中,而横向裂隙多出现在靠近采空区煤壁的顶板下部岩层中;随着上区段采空区上覆岩层稳定时间的延长,纵向裂隙逐渐演化成断裂带,横向裂隙逐渐演化成离层和径向错位,2种裂隙相互交叉延展极易形成异常破碎带;不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的根本原因是基本顶的断裂、回转和滑移,控制该类巷道围岩大变形的基本思路就是控制基本顶断裂后的关键块的回转和滑移。     

富水巷道顶板水渗流特征数值计算研究

巷道开挖改变了顶板岩层裂隙水的赋存形态,水作用下顶板岩体强度削弱显著,易于引起顶板的大变形甚至垮冒失稳。现场实测了富水巷道顶板水出水位置和围岩内部结构,利用数值计算方法研究了富水巷道顶板无疏水孔、有疏水孔和有疏水孔且穿过顶板岩层裂隙面3种情况下,顶板水流动特征、孔隙水压力变化规律及其顶板支护强度对顶板水渗流特征的影响作用。研究表明,富水巷道顶板出水位置位于裂隙发育区域,通过合理布置顶板疏水孔技术参数,有利于顶板水的排放和顶板围岩稳定控制。据此,提出了有控疏水和合理保水的技术原理,并在现场进行了工程应用。     

坚硬顶板下综采面回采初期水力致裂控制技术应用

为防止回采初期坚硬顶板诱发的动力灾害,以米山煤矿15112综采面顶板赋存K2石灰岩坚硬顶板为工程背景,提出采用坚硬顶板水力致裂技术控制顶板岩层,介绍了坚硬顶板水力致裂技术基本原理,设计坚硬顶板水力致裂技术与参数。现场应用后,定向钻孔水力致裂效果明显,工作面来压步距和强度明显降低,表明了坚硬顶板下综采面回采初期水力致裂控制技术的优越性和合理性。     

锚杆支护超长煤巷顶板稳定性动态分类研究

针对神东矿区煤巷长度超长、巷道断面大、顶板岩层结构变化复杂及锚杆支护率高等实际情况和锚杆(索)支护的工程特性,依据围岩稳定性分类指标的科学性、实用性及可定量化的选取原则,在深入分析神东矿区锚杆支护煤巷顶板稳定性主要影响因素的基础上,研究确定了单层厚岩层离顶板表面距离L、单层厚岩层抗压强度σc、单层厚岩层厚度D、巷道跨度B、巷道埋深H、采动影响指标N六个分类指标作为神东矿区锚杆支护超长煤巷顶板稳定性分区动态分类指标,并构建了神东矿区锚杆支护超长煤巷顶板稳定性分区动态分类的BP神经网络预测模型,经检验该神经网络模型的识别准确率大于95%,利用该网络模型进行动态分类的结果与现场实际高度吻合。