基于剪应变损伤过程的综放窄煤柱煤巷非对称支护研究

针对王家岭煤矿窄煤柱煤巷顶板非对称大变形异常矿压显现,综合现场调研、理论分析、数值模拟、井下试验及现场实测,分析了顶板非对称变形破坏特征,提出槽钢简式桁架锚索与单体锚索大偏移量非对称支护技术。研究得出:1)窄煤柱煤巷顶板非对称变形破坏特征:煤柱侧顶板煤体变形破坏敏感系数大且可持续性强;2)窄煤柱煤巷巷道中心轴两侧顶板煤体剪应变损伤形式和联结速度具有明显的不对称性;3)顶板控制机理:刚柔并济、重点偏移、点线结合、均衡承载。桁架锚索与单体锚索500 mm偏移布置围岩控制效果良好,顶板变形破坏协调一致。     

窄煤柱综放煤巷钢梁桁架非对称支护机理及应用

针对王家岭煤矿窄煤柱综放煤巷围岩控制难题,分析指出相邻大型综放工作面覆岩剧烈活动及其基本顶对巷道区域直接顶的倾斜挤压力是导致顶板产生水平移动和非对称破坏的本质原因。建立考虑基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型,得出巷道顶板最大变形区域(7.5≤x≤9.5 m)。研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至顶板纵深处锚索为关键部件的多锚索钢梁桁架系统,阐明其控制原理。建立多锚索钢梁桁架非对称支护的力学模型,得出非对称弯矩减小量分布特征,探讨其与非对称变形的一致性,并结合现场实践确定控制方案。现场实践表明,20103运输巷采用钢梁桁架非对称支护技术后,围岩变形量均控制在安全范围内,实现了对窄煤柱综放煤巷围岩非对称变形破坏的有效控制。     

综放工作面煤体裂隙演化规律研究

运用分形理论，通过现场观测，揭示了综放工作面在支承压力作用下煤体的压裂规律硬煤裂隙演化经历两次加密和两次扩展过程，中硬煤、软煤经历一次加密和扩展，中硬煤以裂隙加密为主、扩展为辅，软煤则以裂隙扩展为主、加密为辅.     

王家岭综放厚煤层工作面窄煤柱护巷围岩控制技术研究

王家岭煤矿为保持回采巷道的稳定性、隔离上区段采空区瓦斯涌出,采用在每个工作面都设置20m的区段煤柱进行护巷的方法,存在着造成资源浪费较大、煤炭采出率较低以及造成工作面回采巷道矿压显现强烈等问题。为解决上述问题,基于王家岭煤矿20108工作面为实际生产地质条件,通过分析综放面侧向支承压力演化规律、井下实测煤柱应力、理论计算等方法确定窄煤柱的合理宽度为6.5m;并根据锚索网支护理论,对窄煤柱巷道进行非对称支护设计,结果表明,煤柱宽度为6.5m时煤柱能够保持稳定并且巷道的位移量较小,并且可以取得较好的经济效益,可以为相似矿井的研究提供依据。     

气体性质和孔隙压力对煤体微裂隙扩展的影响

利用工业CT扫描系统,观测不同气体压力条件下煤体内部微裂隙萌生扩展特点,为揭示煤层瓦斯流动产出控制因素提供新的依据。结果表明：非吸附性气体作用下,随孔隙压力的升高,煤体内部微裂隙的萌生和扩展愈加明显,裂隙体积和裂隙面积百分比增长率随之逐渐减小,符合气体压力影响下的裂隙扩展方程,微裂隙扩展主要受控于应力集中效应和煤基质收缩效应。吸附性气体作用下,随吸附时间的延长,煤体内部微裂隙的萌生和扩展则越来越显著,直至扩展平衡;裂隙体积和裂隙面积百分比增长率随之逐渐变小,符合吸附时间影响下的裂隙扩展方程;裂隙扩展主要受应力集中效应、煤基质收缩效应、蚀损作用和劣化机制影响;吸附压力越大,煤体所需的吸附平衡时间愈长;微裂隙扩展平衡时间长于气体吸附平衡时间,裂隙扩展具有明显的滞后性。     

不同围压下含预制裂隙煤体裂隙演化特征研究

为探究不同围压下含预制裂隙煤体裂隙演化特征,基于受载煤岩工业CT扫描系统开展不同围压下三轴压缩试验,通过受载煤体内部裂隙三维可视化分析,研究不同围压下煤体裂隙演化规律,借助PFC模拟软件,以裂纹数量为量化指标表征围压对裂纹发育程度的影响。此外,推导出考虑裂隙宽度的应力强度因子表达式,并以最大周向应力准则计算裂隙的理论起裂角度。结果表明：随着围压的增大,裂隙起裂角度减小,3,5,7 MPa围压下,翼裂纹在预制裂隙端部沿着最大主应力方向扩展,最终呈现为“X”或“Y”型拉-剪复合型破坏,9 MPa围压下,煤体翼裂纹发育受阻,次生裂纹充分扩展,呈现出次生裂纹沿共面扩展的剪切破坏形式;围压效应和剪切裂纹的互锁效应均对裂隙发育模式产生影响,但二者作用机制不同,前者为全局作用,后者必须在原生裂隙压密到一定程度时才发挥作用;矿物颗粒赋存状态影响裂隙的发育形态,由纯粹拉应力导致的翼裂纹较为完整,而次生裂纹则呈“残缺”状态,该残缺状态随围压增加而增加;峰值应力前,各裂纹数量呈先减少后增加的规律,拉伸裂纹占比不断减少;经典欧文Ⅰ型应力强度因子适用于张开型裂隙,采用考虑裂隙宽度的应力强度因子计算的起裂角度更接...     

综放采场支承压力与覆岩裂隙演化关系研究

为了研究近水平厚煤层采动影响下支承压力分布与裂隙场演化的关系,采用相似模拟实验对五阳煤矿工作面回采过程中煤岩体内支承压力变化及覆岩裂隙演化进行了模拟。研究结果表明,工作面回采后,上覆煤岩体内产生冒落带、裂隙带和弯曲下沉带,冒落带高度22 m,裂隙带高度46 m;工作面回采过程中,支承压力呈动态变化,工作面前方支承压力可分为原岩应力区、应力降低区、应力波动区、应力集中区和应力升高区。采空区支承压力变化受关键层影响,关键层破断之前裂隙较为发育,采空区中部在关键层破断后被压实,裂隙密度减小,但切眼和工作面附近裂隙密度依然很大。     

特厚煤层综放沿空巷道煤柱合理宽度与巷道支护研究

以马道头煤矿8201工作面为研究背景,采用理论计算推导出采空区侧向基本顶破断位置计算公式,得出8201工作面侧向基本顶位于煤壁内6.42m处破断,结合采空区侧向支承压力分布曲线和工作面地质生产条件,确定窄煤柱宽度为8m;利用FLAC3D模拟软件分析沿空巷道掘进后巷道变形特征,结果表明:在8m宽窄煤柱条件下,沿空巷道表现...     

基于偏应力分布特征的综放区段煤柱宽度研究

针对王家岭煤矿20 m宽煤柱条件下回采巷道大变形控制难题,运用数值模拟方法,研究了顶板煤岩体偏应力第二不变量分布及迁移演化规律,得出203盘区相邻综放区段间煤柱合理宽度为4~8 m,且回采巷道煤柱侧顶板需要进行强化支护的结论。现场试验8 m宽煤柱,采用槽钢桁架锚索与单体锚索平行布置非对称支护技术支护20321综放工作面回风巷,顶板最大下沉量为102 mm,煤柱宽度留设合理。     

综放工作面多巷布置双煤柱合理留设宽度研究

为确保神东保德煤矿81505综放工作面多巷布置方式下巷道的稳定与安全,采用FLAC^3D数值模拟软件,建立数值模拟模型,研究分析了单巷布置方式下沿空煤柱宽度为15.0、20.0、25.0、30.0、35.0 m,以及多巷布置方式下巷间煤柱宽度为7.5、10.0、12.5、15.0、17.5 m时的围岩应力分布、变形及塑性区的分布规律,对比得到沿空煤柱和巷间煤柱的合理尺寸。研究结果表明：在沿空煤柱宽度为25.0 m、巷间煤柱宽度为12.5 m的条件下,煤柱内应力水平较低,煤柱稳定且巷道变形量较小。基于非对称支护原理,提出了适用于保德煤矿81505综放工作面回采巷道的锚网索联合支护方案,工程应用结果表明,工作面回采期间巷道围岩变形可控,煤柱整体稳定,说明所留设的煤柱宽度与支护参数选择合理。     

高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以羊场湾煤矿为工程背景,建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出低应力区范围表达式及其影响因素;采用FLAC3D数值模拟软件分析巷道掘进和本工作面回采期间不同煤柱宽度下巷道围岩应力与位移演化特征。研究表明:(1)高强度开采综放工作面因采场尺寸大、推进速度快、断裂步距大,导致内应力场范围亦大于常规工作面。(2)高强度开采综放工作面区段煤柱宽度的确定,应充分考虑多次剧烈采动、基本顶破断、巷道大断面等因素,结合试验工作面地质生产条件确定内应力场范围6.31~7.58 m,合理煤柱宽度为9~14 m。(3)本工作面回采期间,覆岩结构被再次激活,致使围岩变形破坏加剧,煤柱宽度10~14 m时,煤柱具有一定自稳能力并承担较少的顶板载荷,综合考虑各因素确定合理煤柱宽度为10 m。(4)受高强度开采及基本顶破断等因素影响,窄煤柱沿空巷道可能诱发大范围破碎、煤柱帮大变形及顶板不对称下沉等变形破坏,要实现此类巷道围岩稳定性控制应对煤柱帮和顶板重点加固,据此,提出了非对称围岩控制技术,并进行现场应用,巷道控制效果明显。     

综放工作面回采巷道锚杆支护解除机理与实践

为了防止顶板初次垮落步距加大和工作面端头较大范围悬顶,基于潞安矿业(集团)公司漳村矿2203工作面安全高效生产的重要性,采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法,分析了锚杆支护解除前后回采巷道顶板状态、煤柱支承压力分布、煤柱屈服区宽度、邻近巷道围岩移动破坏等变化情况,研究了回采巷道锚杆、锚索支护解除机理、方法及工艺过程。结果表明：实施锚杆支护解除可以减小初次垮落步距,增加初采放煤量,减小煤柱压力,改变工作面邻近煤柱的受力状态,提高煤柱整体强度,可以回收锚杆、锚索及组合构件。2203工作面成功回收90%以上的可回收锚杆,不可回收锚杆（索）的托盘及钢带等基本回收,初采垮落步距减小了8 m,增加初采放煤量7 311 t。     

窄煤柱巷道非均匀变形机理及支护技术

为了解决窄煤柱巷道非均匀大变形控制难题,以丰汇煤矿窄煤柱巷道为工程背景,综合采用现场调研、室内实验、数值模拟和理论分析等方法,研究了不同煤柱尺寸影响下,采动巷道围岩应力与塑性区分布特征;分析了窄煤柱巷道变形破坏规律与采场覆岩结构运动特征,揭示了窄煤柱巷道非均匀变形机理,指出采动应力场叠加,支承压力大;覆岩结构非对称,偏载作用显著;煤柱尺寸小、强度低,难以为顶板提供有效支撑;支护方案对称布置,针对性差,是窄煤柱巷道产生非均匀变形的主要原因。基于窄煤柱巷道围岩控制难点,提出以"改变巷道区域支护方式、增加支护密度、破碎围岩注浆改性"为核心的差异化支护技术,加强对围岩局部大变形的控制,充分发挥围岩的自身承载能力;现场监测表明,窄煤柱巷道在服务期间围岩非均匀大变形得到有效控制,稳定性好;可为同类型巷道围岩的控制提供参考。     

大断面采动剧烈影响煤巷变形破坏机制与控制技术

受相邻大型综放面剧烈采动影响,大断面综放沿空煤巷掘进过程中易出现冒顶、垮帮、支护体损毁等强矿压现象,导致巷道不能安全畅通。以王家岭煤矿20102回风巷道为研究对象,采用现场调研、理论分析、数值模拟、井下试验等手段进行变形破坏机制分析,认为其变形破坏的主要因素有:高支承压力,围岩裂隙发育、强度低,大断面,支护不合理。得出巷道变形破坏动态过程为:大型综放开采→大范围高支承压力、高强度应变能积聚→巷道开挖导致应变能剧烈释放→围岩结构劣化和强度丧失→(支护不利、大断面等)巷道严重失稳破坏。在上述研究基础上,提出巷道掘进期间和回采期间围岩控制对策与技术,并结合现场地质生产条件确定支护方案。现场实践表明,采用综合控制技术后,顶板变形量为136 mm,两帮变形量为116 mm,底板变形量为132 mm,处于稳定状态。     

近距离煤层煤柱下应力分布和巷道支护技术

针对和尚嘴煤业近距离煤层煤柱下掘进巷道变形大的问题,在介绍地质力学特征的基础上,采用数值模拟分析上部煤层不同方式采动后,采空区和煤柱在下部煤层的应力分布情况。分析煤柱下巷道变形特点和支护要点,结合高预应力强力锚杆支护理论,提出合理的锚网与锚索联合支护设计,现场试验效果明显。     

基于采掘应力增量的瓦斯压力演化规律研究

为研究采掘应力作用下工作面煤体瓦斯压力的变化规律,借鉴土力学渗流固结模型,设计了一种由钢筒、活塞、弹簧组成的试验装置,形象地模拟采掘应力作用下瓦斯和煤体骨架的受力过程及相互作用,进而提出超静瓦斯压力与超静瓦斯压力系数。通过对轴对称应力状态下瓦斯和煤体骨架的应力、体积应变及相互关系进行理论分析,结合井下煤体采掘应力分布规律,得出超静瓦斯压力与支承压力的关系式。研究结果表明：超静瓦斯压力不同于静瓦斯压力,其是由采掘应力引起的瓦斯压力增量。采掘应力刚发生时,超静瓦斯压力达到最大,随着渗流的进行,超静瓦斯压力不断消散,附加应力逐步转移到煤体骨架上, 煤体有效应力增大。超静瓦斯压力与煤体支承压力呈正比关系,比例系数即为超静瓦斯压力系数,其与煤体骨架体积压缩系数呈正比关系,与孔隙率、瓦斯体积压缩系数呈反比关系。     

浅埋煤层综放开采条件下两柱掩护式放顶煤支架适应性研究

液压支架作为综合机械化采煤工艺中重要的顶板支撑设备,其工作特征与顶板的适应性对控制采煤工作面矿山压力举足轻重。以华昱公司五家沟煤业5302综放工作面为例,针对两柱掩护式液压支架结构合理性、支架特征与顶底板适应性进行分析,应用关键层理论分析确定了工作面初次来压最大强度为0.97MPa,正常回采期间周期来压强度为0.78MPa。建立支架在工作面控顶效果模型,并进行数值模拟分析研究,最终确定ZFY12000/23/34型液压支架能够满足工作面安全生产要求。     

近距离煤层群综放开采区段煤柱稳定性研究

为解决龟兹矿业5号与3号近距离煤层重复采动影响下区段煤柱失稳难题,利用模拟试验结合工业性试验的研究手段,探究了区段煤柱在重复采动作用下的应力演化规律和区段煤柱尺寸因素作用下的围岩应力分布情况,阐释了区段煤柱宽度因素作用下巷道围岩损坏及位移规律。结果表明:近距离煤层重复采动作用下,设计煤柱宽度超过6 m有利于提高区段煤柱稳定性。研究成果在龟兹矿业进行了工程应用,对A502运输巷围岩变形情况进行了实测,实测结果验证了研究成果的有效性。