高强度综放开采采动覆岩破坏高度及裂隙发育演化监测分析

 以王坡煤矿为试验矿井,采用钻孔冲洗液漏失量观测和钻孔彩色电视系统,探测高强度综放开采覆岩破坏高度,并对监测到的裂隙发育演化进行数字化分析和相似模拟试验研究。研究结果表明：王坡煤矿高强度综放开采覆岩破坏高度为94.00～104.92 m;采动岩体裂隙分布的主要特点是裂隙发育以高角度甚至垂直岩层层面为主,裂隙的发育数量与埋深呈现二次方的递增形式,而裂隙宽度与裂隙数量的分布近似呈正态分布;开采过程中裂隙富集区主要集中在前后煤壁,上覆岩层裂隙密度分布曲线呈两端高中间低,形状如“马鞍”型。     

倾斜特厚煤层综放带压开采底板破坏特征研究

采动底板破坏特征,对于带压开采具有重要意义。以文明矿为试验矿井,采用分段注水装置、钻孔电视系统、地质雷达对大采深特厚倾斜煤层综放开采底板破坏深度进行探测,并对采动前后底板裂隙数量与钻孔深度、裂隙宽度与数量进行数字化分析,并就采动后底板应力变化和塑性区特征进行数值模拟试验,数据结果表明:文明矿大采深倾斜特厚煤层综放开采底板破坏深度为30.1 m;采动前裂隙数量较小,而采动后裂隙数量呈上升—下降—不变的形态分布;采动前底板裂隙宽度以小于5 mm为主,采动后裂隙宽度以16~20 mm为主;工作面下方支承压力集中系数大于上方;底板垂直应力曲线在倾斜方向上呈"勺形"分布且卸压程度随着底板深度增加而逐渐降低并形成了较大的塑性破坏区。     

离层注浆条件下覆岩变形破坏特征的连续探测

覆岩破坏的发育高度及其分布形态是合理确定开采边界及留设防水煤岩柱的基础。为了探讨覆岩离层注浆条件对导水裂隙带形态的影响,采用前端泄露式多回路注(放)水系统,应用井下仰孔分段注水法对东滩煤矿14308工作面覆岩离层带实施注浆充填条件下综采放顶煤导水裂隙带的破坏特征进行了连续探测。探测结果表明:厚煤层综采放顶煤条件下覆岩离层带注浆时的覆岩采动导水裂隙带高度略高于正常条件下的覆岩采动导水裂隙带高度,走向方向的采动导水裂隙带高度低于倾向方向的采动导水裂隙带高度;离层带注浆时的覆岩破坏形态和范围向工作面外侧突出较大。     

综放开采覆岩运移及导水裂隙带高度研究

为了研究综放开采覆岩运移及导水裂隙带高度,基于沙坪矿某综放工作面具体采矿地质条件,采用FLAC3D数值模拟软件对该综放工作面覆岩运移分布特征进行了分析,得到了综放开采覆岩垂直位移和垂直应力分布情况,并构建了综放导水裂隙带高度多元回归预测模型,得到了综放开采导水裂隙带高度与5个主要因素的多元回归公式,并与只考虑开采厚度单因素的回归公式进行对比分析。结果表明:相对于只考虑开采厚度单因素,当考虑5个主要因素时,导水裂隙带高度预测公式更加精确实用。结合工程实例,验证了该多元回归公式的合理性及适用性。     

浅埋煤层覆岩隔水性与保水开采分类

 通过陕北浅埋煤层保水开采的模拟研究与采动损害实测,揭示采动覆岩裂隙主要由上行裂隙和下行裂隙构成,采动裂隙带的导通性决定着覆岩隔水层的隔水性。实验分析上行裂隙带发育高度的计算公式,模拟测定下行裂隙带的发育深度。基于采动裂隙发育程度与采高和隔水岩组的关系,提出以隔采比为指标的隔水性判据,由此将保水开采分为自然保水开采、可控保水开采和特殊保水开采3类,为浅埋煤层保水开采提供科学依据。     

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。     

水体下采煤中导水裂隙带高度的探测与分析

为准确探测出采煤工作面回采结束后,上覆岩层导水裂隙带发育高度范围,确保水体下采煤安全可靠,采用传统经验公式、井下封堵钻孔分段注(放)液裂隙测量系统及钻孔电视探测系统分别对工作面回采前后上覆岩层裂隙带的发育高度进行理论计算、定量探测和定性分析。结果表明:采用上述3种方法分别得到的导水裂隙带的发育高度范围为25.24~36.50,26.83~28.33和25.50~29.20 m。研究结果证实采用井下封堵钻孔分段注(放)液裂隙测量系统探测所得的导水裂隙带高度合理可靠,不仅为四台煤矿水下开采提供理论支撑,而且为其它矿井导水裂隙带探测提供借鉴和参考。     

特厚煤层综放采动底板变形破坏规律的综合实测

为了探究兖州煤田兴隆庄煤矿特厚煤层综放开采对底板岩层的变形破坏规律,应用钻孔应变感应法和超声成像技术对该矿某综放工作面进行了综合实测,获得了底板下不同深度应变增量随工作面推进的变化曲线和工作面推进过程中不同深度钻孔超声成像图片资料。通过5个应变传感器监测数据和大量钻孔超声成像图片的关联对比分析,基本确定了该工作面采动底板扰动深度和矿压作用下支撑压力的影响范围。研究结果表明：①该工作面底板采动扰动深度约为19 m,具有较明显分带性,即可分为采动扰动破坏带和采动扰动变形带,带厚分别约为16 m和3 m;②采动扰动破坏带属于整体塑性变形,其强度条件已基本丧失,但采动扰动变形带仍以弹性变形为主,具有良好的承载条件和较强的抗渗强度;③采动矿压超前和滞后显现明显,其对底板影响程度具有由浅及深而减小的特征。该综合实测方法的成功应用不但为综放开采巷道支护、老空水防治等提供重要信息,而且对深部即将开采的下组煤能否安全带压采掘研究也将具有重要参考价值。     

厚松散层下三软煤层开采覆岩导水裂隙发育规律

为掌握厚松散层下三软煤层开采覆岩运移及导水裂隙发育规律,以澄合矿区为背景,采用物理相似材料模拟实验,综合运用全站仪监测、高清钻孔电视监测、3DEC离散元数值模拟软件以及SPSS专业统计分析软件相结合的研究方法,同时引入开采损害理论,研究该条件下覆岩运移规律、裂隙发育演化及导水裂隙带分布特征。结果表明:覆岩运移呈现非对称性,最大下沉值处于采空区中央偏开切眼侧,松散层运移范围大于基岩顶部岩层,整体呈现出"类双曲线"状。理论公式推导得出基岩破断角较小,为56°～58°。垮落带高度13.75 m,垮采比3.06,导水裂隙带高度75m,裂采比16.67;裂隙发育数量自地表而下逐渐增多且在导水裂隙带区域突然增多,裂隙发育主要受到北偏东33°方向上采动应力场控制,导水裂隙带发育演化呈现出"缓慢发育→逐级渐进升高→大幅突然升高→周期小幅升高→稳定发育"五个阶段;通过3DEC数值模拟得出,导水裂隙带高度与松散层厚度成指数函数关系,与采高成线性关系,与埋深和工作面斜长成对数函数关系。运用SPSS专业统计分析软件,基于多元非线性回归理论拟合出导水裂隙带高度预测经验公式。通过对比计算结果,验证了回归经验方程在预测导水裂隙带高度时的合理性;由于K_5砂岩含水层单位涌水量较大且距煤层较近,对工作面开采过程中覆岩裂隙导水影响较大,为避免煤层的开采受到覆岩K_5砂岩含水层的影响,根据所得预测经验公式,煤层的最大采高应不超过3.8 m。该研究对相似地质条件下煤矿保水开采等具有重要的参考价值。     

厚松散层及超薄覆岩厚煤层防水煤柱开采试验研究

通过对厚松散层及超薄覆岩的含、隔水层及基岩风氧化带工程岩组性质的分析,采用相似模拟试验与数值模拟等手段研究不同采放比条件下覆岩最大冒高和有效导水高度。研究结果表明:基岩风氧化带内粘土矿物含量高、渗透能力差、再生隔水能力强,具有阻止和抑制导水裂高发展的双重作用,采动后覆岩呈整体弯曲缓慢下沉运动,有效导水裂隙带的发育高度与冒落带高度基本一致。研究结果应用于芦岭矿810#采区,在防水煤柱内进行放顶煤开采,经过两个工作面的成功试采,已安全采出煤炭约40×104t,采出率达86.7%,取得了显著的经济效益。     

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。     

高压注水煤层力学特性演化数值模拟与试验研究

 为从细观上揭示高压注水过程中煤体裂隙扩展、应力场演化和高压水体在煤体中的渗流规律,利用考虑煤岩介质材料力学性质的非均匀性特点以及煤岩介质变形破裂过程中透气性的非线性变化特性特征并基于煤岩破裂过程固–流耦合动力学模型开发的RFPA2D-Flow软件系统对祁南煤矿721工作面煤层高压注水进行数值模拟,同时进行高压注水现场试验研究。数值模拟结果表明：在高压水挤压作用下,钻孔周围煤体逐渐损伤、破坏,裂隙进一步扩展,渗透能力大大增加,渗透系数最大可以由0.5 m/d增加到1 580.0 m/d,在钻孔附近煤体处平均增加14倍。现场试验结果表明：采取高压注水工艺后,工作面前方煤体卸压带宽度由2.5 m增加到3.5 m,应力集中带向煤体深处推移1.0 m,表明高压注水消突效果比较明显。     

小浪底水库下采煤导水裂隙发育监测与模拟研究

 新安矿有8.00×107 t煤炭资源处在小浪底水库水体之下,煤厚变化大(0.0～18.8 m),现有的导水裂隙高度计算方法不能满足水体下采煤安全评价的要求,水体下采煤存在突水隐患。为确定开采过程中覆岩破坏上限及其是否导通地表水体,研究区在5个地面钻孔中进行超声成像观测,在5个井下钻孔中进行并行网络电法CT观测,并通过物理模拟和数值模拟进一步研究各种不同开采条件下的覆岩破坏过程。观测及模拟结果表明,导水裂隙发育最大高度主要取决于煤层采厚,两者之间为非线性关系,在此基础上给出相应计算公式,为结合其他突水影响因素确定安全可采分区提供可靠依据,并得到3个位于安全可采区内的工作面工业性试采成功的验证。     

深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究

 留设合理宽度的区段煤柱是确保深井特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。以新巨龙矿井一采区区段煤柱宽度的确定为工程背景,首先采用微地震监测、应力动态监测和理论计算等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向支承压力分布特征,得出低应力区宽度约为20 m;其次,采用工程类比、数值模拟等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向煤体不完整区宽度约为3 m;最后,综合考虑资源回收、冲击地压防治、次生灾害控制和巷道支护等因素,确定深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度为5.0～7.2 m。应用沿空巷道表面位移观测结果验证区段煤柱宽度的合理性。该研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定具有参考意义。     

岩石的风化损伤属性与缩小防护煤柱开采机制研究

以大量试验数据、现场测试资料和大规模缩小防护煤柱开采工程实践为依据,研究隐伏煤田基岩风化带的分布特点。结果表明:岩石风化损伤后具有强度降低,塑变能力增强;多趋泥化,裂隙易于弥合,再生隔水能力显著增强,亲水能力强等变异特征以及工程地质特性。重点论述风化带内煤层开采具有移动快、变形大、回缩快和下沉大等覆岩破坏移动演化新特征,获得以泥质岩类为主的风化带岩层受开采扰动的影响,具有阻隔底含水下渗和抑制导水裂隙带继续发展的双重作用和煤岩柱厚度与风化程度是影响导水裂隙带发育高度的主导因素等新的认识。同时,阐述了缩小防护煤柱开采的机制,系统地提出了采空区滞后控水、煤水分流、加大开采高度、物探预测和地质弱面预先加固等一系列确保安全的关键技术保障措施。对类似矿井浅部资源的回收与安全开采具有理论意义和应用价值。     

极近距离薄煤层群联合开采常规错距理论 与物理模拟

 伴随着中、厚煤层资源的枯竭,潞安集团下属十几个矿井都将进入下组煤开采。下组煤15–1#和15–3#煤层是以薄煤层群赋存在一起,平均间距为4.4 m,因此提出极近距离薄煤层群联合开采常规错距开采模型,并进行理论和物理模拟试验研究。从理论上给出近距离薄煤层群联合开采下的工作面常规错距计算公式,并进行理论求解。为避免15–1#煤层顶板的周期垮落与15–3#煤层工作面回采时的超前效应相互影响,从安全角度考虑,将错距定为1.3～1.5倍的周期垮落步距,结合试验结果将常规错距定为17.5 m。物理模拟试验结果表明,常规错距下联合开采技术上是可行的。另外分析了工作面上方附近几个测点总是被抬高的原因,并总结了在工作面推进过程中,顶板下沉主要经过两次大的变化,即上、下两煤层工作面回采过程中发生垮落时,尤其是下层煤顶板垮落造成影响较大。     

急斜煤层放顶煤开采“跨层拱”结构分析

急斜煤层水平分段放顶煤开采与缓斜煤层不同，工作面沿煤层厚度的水平线布置，长度短。工作面上方不是顶板，而是顶煤和残留煤矸。研究结果表明，开采中能够在工作面上方形成与之平行的跨越煤层的“跨层拱”结构。建立“跨层拱”结构的力学模型，对拱的受力、极限跨长以及拱形的确定等方面进行了分析；同时，对于“跨层拱”结构的滑落失稳、结构失稳及其对工作面矿山压力显现的影响进行了分析。由建立的力学模型而得的分析结果与现场实测结果吻合较好，说明可以较大幅度地提高水平分段高度，对急斜煤层短工作面条件下，实现安全高效开采有着重要意义。     

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。     

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.     

复采工作面过冒顶区顶板断裂特征及控制研究

 针对复采工作面过冒顶区时工作面易发生煤壁滑帮、端面冒漏以及顶板来压强度大等特点,以晋煤集团圣华煤业3101复采工作面为工程背景,运用相似模拟对复采工作面过冒顶区时顶板破断特征、支承压力分布特征以及支架受力状态进行研究,依据相似模拟结果建立复采采场力学模型,推导液压支架支护强度的计算公式,提出复采工作面过冒顶区时的围岩控制技术。研究结果表明：(1) 工作面过冒顶区时采场顶板易形成大厚度、长跨距的超前大断裂;(2) 冒顶区弱化了顶板岩梁的应力传递,加剧了支承压力的荷重集度;(3) 液压支架受顶板超前大断裂的影响,支架工作阻力在通过冒顶区前呈突变性增加,模拟结果支架支护阻力最大值为16 200 kN,理论计算支架支护阻力为16 110.5 kN;(4) 复采工作面在通过冒顶区前必须对冒顶区进行注浆充填,同时给出支架工作阻力随充填体强度变化的关系式,为复采采场顶板控制提供理论依据。