大同矿区特厚煤层综放回采巷道强矿压显现机制及控制技术

为保证大同矿区特厚煤层开采过程中临空巷道超前支护段的稳定性与可用性,采用理论分析与现场实测相结合的方法,得到巷道超前支护段的强矿压显现机制。研究表明:侏罗系煤层采空区区段煤柱应力集中影响区深度仅50~70 m,不足以影响石炭系工作面回采巷道的强矿压显现;石炭系工作面临空巷超前支护段的强矿压显现,主要受工作面采动超前支承压力及相邻工作面采空区悬顶的双向高支承压力的影响,且当工作面过上覆煤层采空区边界煤柱后,侏罗系煤层顶板大结构被重新激活,再次运动失稳,加剧了临空巷道的强矿压显现。提出并实施巷道顶板水压致裂有效控制技术,对同忻矿8105工作面5105临空巷实施定向高压水力致裂,实现巷道围岩高应力的转移,大大降低了临空巷超前支护段的强矿压显现强度,取得良好的临空巷卸压效果,保证了特厚煤层综放工作面的正常生产。     

浅埋近距离房式煤柱下采动应力演化及致灾机制

浅埋近距离房式煤柱下长壁工作面回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对石圪台矿3–1–2煤层工作面顶板压力大、支架被压死等问题,采用理论分析、数值模拟及现场试验等方法,探讨采动应力演化规律及压架致灾机制。研究结果表明,与莫尔–库仑准则相比,应变软化准则能够准确地反映上层遗留房式煤柱在下层长壁工作面采动应力影响下的变形破坏机制;当上层遗留煤柱较完整,下煤层工作面位于煤柱下方时,受煤柱应力集中及采动影响,下煤层工作面顶板沿煤柱边缘直接切落,载荷集中造成支架压死。通过采前或回采过程中爆破上层遗留煤柱,将顶板压力转移到工作面前方煤岩体内,有效减小工作面围岩应力集中,保证下煤层工作面安全开采。     

基于能量法的近距煤层巷道合理位置确定

近距煤层开采时,若下煤层工作面回采巷道布置不合理,可能导致上煤层煤柱的瞬时失稳,造成动力冲击事故的发生。以平朔安家岭井工二矿近距离煤层开采为工程背景,建立近距煤层开采相似模型,研究下煤层开采时诱发上煤层煤柱的能量激增峰值的临界条件,从而确定下煤层工作面回采巷道的合理位置。研究结果表明,由于来自上覆岩层的压力大面积地积聚到煤柱上,使得煤柱内的应变能剧烈激增,则开采下煤层时上煤层煤柱能量积聚程度要大于上煤层开采阶段。同时,开采下煤层时,工作面回采巷道布置在距上煤层煤柱8 m以外为宜。巷道表面位移和地质雷达探测现场监测结果显示,当下煤层回采巷道距离上煤层煤柱大于8 m时,掘进过程中巷道没有出现变形破坏,位移收敛较为稳定,可以满足工作面回采需要。     

浅埋房式采空区下长壁采场动载矿压发生机制

为了揭示浅埋房式采空区对下位煤层开采矿压显现的控制机制,降低工作面过房式采空区的动压显现强度和压架风险,以神东矿区霍洛湾煤矿2-2煤层房式采空区下3-1煤层长壁开采工作面动压特征为研究对象,将3-1煤层覆岩结构分为四类,利用理论分析和相似材料模拟等方法,系统研究了不同覆岩结构类型运动特征、力学模型及对3-1煤层长壁工作面的动压控制机制。结果表明:房式采空区稳定房柱下易形成上下位关键层双悬臂梁结构,双悬臂梁结构协同失稳是形成动载矿压的主要原因;房柱失稳区主关键层形成的不稳定砌体梁结构及靠近大煤柱未失稳的房柱随下位煤层开采滑落失稳是导致长壁工作面动载矿压发生的原因;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱失稳区时,工作面推出集中煤柱时的动载矿压是由于大煤柱两侧关键块已提前滑落失稳,两关键块间无作用力,倒梯形岩柱与亚关键层联合失稳作用结果;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱稳定区时,工作面推出集中煤柱时,动载矿压是由房柱失稳所致。     

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。     

大采高双巷布置工作面巷间煤柱合理宽度研究

巷间煤柱合理宽度的确定是确保大采高双巷布置工作面安全回采的关键。以亭南矿二盘区204大采高工作面双巷掘进运输顺槽和瓦斯抽放巷之间的煤柱为工程背景,首先通过现场应力监测的方法对巷间煤柱受双巷掘进及2次采动过程中的破坏规律进行了系统的研究,得出一次采动影响后靠近采空区侧煤柱的破坏区域宽度约为3 m;上位岩层低应力区域宽度约为18 m;一次采动后煤柱应力分布曲线呈不对称形态;二次采动影响后煤柱应力分布曲线呈不对称"马鞍状",巷间煤柱边缘累计破碎宽度略大于9 m;同时对2次采动影响后煤柱的破坏区域进行了划分,初步确定巷间煤柱优化范围在5.2~13.0 m之间。其次采用数值模拟的方法分别研究了2次采动影响下宽度为4,6,8,10,12 m的5种不同尺寸巷间煤柱的应力演化规律、弹塑性区域变化规律和巷道变形规律,同时综合考虑安全生产、资源回收率等因素,最终确定大采高双巷布置工作面巷间煤柱的合理尺寸为10 m。最后通过工程实践验证了巷间煤柱留设的合理性。该研究结果可以为类似开采条件下巷间煤柱的留设提供参考。     

超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究

为了确定超长孤岛综放工作面巷道煤柱的合理尺寸,采用FLAC3D软件模拟分析了不同长度孤岛综放工作面不同宽度煤柱的支承压力与变形破坏规律。初采期间,大煤柱(宽20m)倾向支承压力整体上随着至巷帮距离的增大而减小;随着工作面推进而增大。小煤柱(宽4～6m)初采期间走向支承压力峰值随工作面推进而增大,且峰值超前煤壁的距离也增大;正常推进期间,随顶板变形逐渐趋于稳定,支承压力峰值降低,但煤柱压力峰值至煤壁前方煤体支承压力影响范围内压力增高。煤柱支承压力峰值超前煤壁一定距离,且此距离随工作面长度加大而减小。加长孤岛综放工作面长度,护巷大煤柱和小煤柱的支承压力均减小,可以减小护巷煤柱宽度。     

银洞沟矿综采沿空掘巷窄煤柱宽度确定

为了研究中厚煤层综采工作面沿空掘巷窄煤柱宽度,以银洞沟矿110103工作面回风巷为研究对象,通过理论分析、数值模拟相结合的方法,确定银洞沟矿护巷煤柱宽度为6 m。因为沿空巷道的作用允许其产生一定变形,根据模型变形量认为6 m宽度煤柱一定程度满足安全生产需求。     

大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理与支护技术

为解决大倾角煤层旋采巷道围岩变形控制难题,以潘北矿12124大倾角煤层回采巷道为工程背景,采用现场试验、理论分析与数值模拟相结合的方法,研究了旋采巷道破坏规律及上采空区支承压力对巷道的影响,分析得出大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理。结果表明:(1)旋采巷道拐点处断面较大,且受到上采空区及超前支承压力影响,巷道应力值增大,支护体压缩破坏失稳;(2)旋采至拐点前10 m处采空区煤柱应力与采动应力贯通,同时大倾角下巷道受到上覆岩层剪切应力影响,巷道变形增大。通过分析及工程实践,提出并实施了巷道卧底扩刷、锚网索联合支护方式,有效控制巷道变形,取得较好的社会效益。     

回采工作面多巷布置留巷围岩变形特征与支护技术

 以晋城矿区回采工作面多巷布置留巷为工程背景,基于大量实测数据,分析留巷围岩变形与破坏的特征及机制。采用数值模拟软件FLAC3D研究巷道布置方式、煤柱尺寸、回采工作面宽度等参数对留巷围岩变形与破坏的影响,分析留巷及采煤工作面周围的应力分布。在此基础上,提出适合留巷特点的巷道支护形式与参数。在井下进行支护试验,监测留巷从掘进到报废全过程的围岩位移与支护体受力,评价支护效果。研究结果表明：留巷在受到本工作面超前支承压力作用后,围岩位移虽有增加,但变化不大;在本工作面后方一定距离围岩位移急剧增加,并在50～200 m范围内位移速度达到最大值,之后逐步趋于稳定;当留巷受到下一个工作面超前支承压力作用后,围岩位移再次显著增加。留巷围岩变形与巷道布置方式、煤柱尺寸及回采工作面参数密切相关。高预应力强力锚杆与锚索支护、全锚索支护是比较适合留巷的支护方式,能够大幅度减少围岩位移,保持巷道长期稳定。最后分析存在的问题,并提出改进意见。     

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。     

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。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

Exploitation of developed coal mine pillars by shortwall mining—a case example

The shortwall mining technique is similar to longwall mining but with shorter face lengths, ranging between 40 and 90 m, with the aim of controlling the caving nature of the overlying upper strata, the load on support and the overall operation of the supports applied at the face. Field observations and three-dimensional numerical modelling studies have been conducted for the longwall panel extraction of the Passang seam at Balrampur Mine of SECL to understand the caving behavior of the overlying upper strata. A large area of the Passang seam adjacent to the longwall panels has already been developed via bord and pillar workings. In this paper, numerical modelling studies have been conducted to assess the cavability of the overlying strata of the Passang seam in the mine over developed bord and pillar workings along with the support requirement at the face and in the advance gallery. The caving nature of the overlying rocks characterized by the main fall is predicted for varying face lengths, strata condition and depths of cover. The support resistance required at the face, the load in the advance gallery and its optimal obliquity were estimated for faster exploitation of the developed pillars in the Balrampur mine by shortwall mining.     

近距离煤层上行开采巷道合理布局研究

以翟镇煤矿六采区二、四煤层上行开采为工程背景,为解决上层煤工作面巷道的合理布局问题,采用覆岩组合结构理论、现场实测和仿真模拟的手段,对下层煤采动形成的裂隙带综合形态特征及围岩集中应力分布进行重点研究。结果表明:在组合顶板条件下,裂隙带应是以岩层组为单位呈阶梯状向上发育的,现场实测得到的裂隙带发育高度也验证了上述形成机制;裂隙带空间形态呈现出一个向采空区内侧倾斜的拱形马鞍态,裂缝角为75°~78°;裂隙带内自下向上的分区破裂现象明显,上层二煤处于裂隙带上部的一般开裂区,在该区域布置回采巷道具有较大的可行性;数值模拟结果得到二煤层的断裂位置位于采空区侧3~5 m,内应力场分布范围在采空区侧6~10 m。在对下层四煤采后形成的裂隙带发育高度、空间形态、破裂分区以及集中应力分布进行综合研究的基础上,提出上行开采巷道内错式和外错式两种布局方案,有效避开了裂隙带及集中应力影响范围,取得了较好地现场应用效果。     

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。     

高应力区分层开采冲击地压事故发生机理研究

以某矿厚硬顶板条件下特厚煤层上分层开采发生的巷道与工作面同时冲击的事故为背景,研究事故发生的机理与治理方法。研究表明:引起事故的主要力源来自上层煤煤柱、不等宽区段煤柱、巨厚坚硬顶板和大断层等形成的集中应力;主要冲击灾害体是巷道和工作面内的底煤;底煤发生冲击的主要力学机理是底煤在水平应力突变条件下发生屈曲破坏,并在垂直应力作用下发生冲击性滑移。提出了上层煤柱对下层煤采动影响范围与冲击危险范围的评估方法,为制定恢复生产方案提供了科学依据。根据发生事故的机理,制定并实施了恢复生产的方案,通过实施危险区卸压措施和建立冲击危险实时监测预警体系,工作面恢复了生产,保障了安全开采。     

近距离煤层群上行开采工作面巷道布置研究

钱家营矿主采煤层以典型的近距离煤层群形式赋存,为解决钱家营矿近距离煤层群开采中由于村庄压煤而面临的采掘衔接困难问题,对下部12_-1煤层开采的保护范围进行计算,并通过理论分析、数值计算、相似材料模拟试验等方法,分析了12_-1煤层开采后对9煤层的影响和破坏程度,研究了12_-1煤层回采后上覆岩层变形和应力变化以及煤柱区域垂直应力变化特征。结果表明:下部12_-1煤层开采后,对9煤层具有保护效果,采动影响系数K值为10.8~13.0,煤层破坏程度在30以内,9煤层总体形态较好,处于12_-1煤层的裂隙带中,应力降低明显,卸压效果显著。提出跨煤柱巷道布置方案,进一步减弱了采动影响。现场监测表明运用上行开采跨煤柱巷道布置方式对解决钱家营矿近距离煤层群的开采问题效果良好。