基于模型试验的深部煤层合理停采线结构分析

为分析合理停采线的结构,以存在深部煤层回采情况的济宁三号煤矿为背景,通过模型试验的方法,监测上方工作面回采过程中,垂直于回采方向的下方巷道围岩的扰动特征。试验过程中综合运用PAC声发射仪、静态电阻应变仪、数字散斑等仪器,得到下方巷道围岩声发射事件发展、应变量以及巷道整体变形量。模型试验监测相似材料试样单轴压缩过程中的声发射特征,发现声发射结果可以反映相似材料试样的破坏规律;认为停采线结构应包括受影响巷道的开挖影响区范围l_1、工作面回采的采动超前影响区范围l_2,以及避免两区域相互影响的最小安全间距l;通过监测上方工作面回采过程中,下方巷道围岩内的应变及声发射特征得到了l,l_1和l_2的范围,并通过数字散斑监测了上方工作面回采过程中下方巷道的整体变形量。     

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。     

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。     

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。     

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。     

近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治

 近距离煤层群开采过程中下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层邻近工作面动压的影响,针对崔家寨矿E12505工作面机巷出现的冒顶、底臌等严重现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨巷道失稳机制。研究结果表明,当上煤层采空区遗留煤柱宽度较小,下层煤巷道位于正下方、本煤层邻近工作面护巷煤柱较小时,受采动影响后巷道容易失稳;提出应距上煤层采空区遗留煤柱25 m、护巷煤柱尺寸20 m,加强巷道支护后可保证下层煤巷道稳定。据此,在E12611和E12504工作面进行工业性试验,取得较好效果。     

急倾斜煤层开采冲击危险性数值模拟研究

对北京昊华能源股份责任公司的长沟峪煤矿的急倾斜煤层进行三维数值模拟,利用ANSYS有限元软件单元"处死"的功能真实模拟4槽工作面的开挖过程,对沿巷道走向和沿煤层走向推采不同距离时的塑性应变云图和应力云图进行分析,得出数值模拟结果与现场实际开采情况基本吻合,说明ANSYS有限元数值模拟方法可为冲击地压的防治工作和煤矿的安全开采提供参考。     

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。     

Scale model test of highway tunnel construction underlying mined-out thin coal seam

The construction of a highway tunnel adjacent to an overlying mined-out thin coal seam disturbs the surrounding rocks, thus affecting the stability of tunnel structures. This paper presents scale model tests in a 1g gravitational field on the tunnel excavation undercrossing the caved zone of the goaf. In the tests, different caved zone–tunnel distances (d) were considered as well as the inclined coal seam with different dip angles. Settlement on the roof and floor of the caved zone and vault settlement of the tunnel during excavation were tested and compared. It was shown that in the caved zone the settlement on the roof was greater than that on the floor. The caved zone also affected the vertical and lateral loads on the primary support of the tunnel. The results showed that d has great influence on the vertical pressure in the case of a horizontal coal seam while the dip angle affects the lateral pressure significantly for an inclined coal seam. This means that in the case of a horizontal coal seam, the closer the caved zone, the greater the average vertical pressure and the maximum bending moment, and the smaller the corresponding axial force. As for the inclined coal seam, the greater the dip angle, the larger the moment and axial force of primary support. A significant pressure bias was also revealed in the case of an inclined coal seam with the dip angle of 30°.     

开采速度对综放面围岩力学特征影响研究

以谢桥矿#13煤层综放工作面工程地质和开采技术条件为背景,应用计算机数值模拟和实验室相似材料模拟,对不同推进速度下综放面围岩应力、位移、破坏情况进行了深入分析,研究了工作面推进速度对综放开采安全生产的影响。研究结果表明:随着工作面推进速度增加,工作面低应力区和周围煤岩体破坏区的范围以及位移都相应减小,而前方支承压力峰值位置向工作面煤壁靠近,峰值应力增大。现场生产实践适当加快工作面推进速度,有利于保持巷道的稳定性和改善巷道维护状态,但是应做好监测工作,防止岩爆等动力灾害的发生,确保井下安全生产的正常进行。     

Staggered development of a thick coal seam for full height working in a single lift by the blasting gallery method

In line with the Coal Mines Regulations (CMR) of India, superimposed development was made along the floor for full height extraction of a thick coal seam (which had already been developed leaving pillars along the roof) in a single lift by the blasting gallery (BG) method. Depillaring of the seam induced roof failure at roadway junctions in the bottom section near the goaf edge during a major roof fall. Dilution by paring between the two close developments caused a considerable drop in width/height (w/h) ratio of the pillars, resulting in poor strength and stiffness of the natural support at the goaf edge. The presence of strong and massive overlying roof strata caused high values of the mining induced stress over the pillars facing the goaf line during the depillaring. Ultimately, the pillar extraction caused collapse ahead of the face.Based on simple ideas and the results of laboratory investigations on simulated models, conventional superimposed development of the thick seam was replaced by a staggered one for the depillaring and underwinning of the roof coal by the BG method. The field performance of this was monitored during a field trial. Extraction of a 10.5 m thick seam in a single lift by the BG method with staggered bottom section development did not cause any strata control problem, even during the major roof fall.Thus, this paper describes the philosophy of staggered development of a thick coal seam, which has already been developed along the roof horizon, for single lift working, together with the results of the laboratory and field investigations.     

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。     

深厚煤层开采底板变形特征的光纤监测研究

煤层工作面采动会引起采场底板应力场重新分布,发生煤岩体的变形与破坏,准确掌握其时空发育特征对底板突水预测具有十分重要的意义。为了探究大埋深特厚煤层开采底板岩层裂隙场的发育规律,依托准格尔煤田某矿开采工作面,采用井孔光纤应变测试技术开展室内岩石压裂测试并实施底板监测,获得了大采高底板下不同深度岩层随工作面推进的应变变化曲线及特征。结果表明:光纤监测技术可有效捕捉深部煤炭开采底板岩层破坏特征,特别反映出在垂向分布上通过应变与岩层对应关系可得到底板裂隙场发育具有一定的分层性,其分布主要受地层结构影响,并且破坏优先发生于软弱岩层和软、硬岩层交界面附近。且通过1#、2#钻孔应变特征综合分析61101工作面受采动影响底板最大裂隙发育深度为21.5 m。     

特厚煤层掘进面围岩能量积聚特征及诱冲机制研究

以新疆硫磺沟煤矿特厚煤层掘进工作面为工程背景,采用现场调研、岩石力学试验和理论分析等方法,对特厚煤层掘进面围岩能量积聚特征及其诱冲机制进行了研究。研究认为：①根据硫磺沟煤矿9-15煤层与岩层的岩石力学试验结果,埋深在100~1000 m时,煤、岩层的能量密度与埋深成正比,煤层与岩层的能量密度比值为1.8~2.3,平均为2.1;②相同深度条件下特厚煤层掘进工作面围岩积聚弹性能远大于薄及中厚煤层,其积聚高弹性能的围岩结构是特厚煤层掘进面更容易发生冲击地压和冲击地压灾害更严重的原因之一;③掘进巷道影响范围内围岩积聚弹性能与煤层厚度和巷道半径成正比,且在同等巷道半径条件下,煤层厚度越大,巷道围岩积聚弹性能越大,当巷道半径为3.0 m时,围岩积聚的弹性能分别为巷道半径为2.5 m和2.0 m时围岩积聚弹性能的1.4倍和2.0倍;④提出的考虑煤层厚度和煤层冲击倾向性的冲击危险性评价方法比当前冲击危险性评价方法更加科学合理,评价结果也更符合现场实际情况。研究结果对特厚煤层掘进工作面冲击地压防治具有一定的借鉴意义。     

双系煤层孤岛结构对工作面矿压显现影响研究

为了确定大同矿区侏罗系煤层群开采形成的孤岛覆岩结构对石炭二叠系工作面开采矿压显现的影响,以同忻矿8104、8106工作面为研究对象,通过理论分析确定侏罗系煤层群开采孤岛覆岩结构的形成条件,构建FLAC^3D数值模型,分析孤岛覆岩结构对石炭系煤层应力控制及矿压显现特征,并结合微震监测数据进行了合理验证。研究表明:当侏罗系煤层遗留煤柱宽度≥22.3 m时可形成孤岛覆岩结构,煤柱宽度为80 m时,孤岛覆岩结构对石炭系煤层工作面影响达到峰值;数值模拟说明8106工作面及5105巷道受到孤岛覆岩结构影响,其矿压显现强度及范围明显增大,围岩应力最大增至40 MPa;微震监测显示8104工作面推进孤岛覆岩结构过程中,个别微震事件能量级别达到了10⁶ J,具备了诱发冲击地压发生能量条件。     

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。     

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。     

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。     

深部厚硬顶板综放开采覆岩运移三维物理模拟试验研究

为分析深部厚硬顶板破断对厚煤层安全开采的影响,根据胡家河矿402102工作面工程地质和开采条件,构建了大型真三维相似物理模拟试验(3500 mm×3000 mm×2000 mm),开展了留煤柱双工作面开采的试验研究。利用光栅位移连续监测装置对采动覆岩位移进行实时监测,获得了厚硬顶板条件下厚煤层开采覆岩破断运移规律和"三带"动态演化特征。研究结果表明:厚硬关键层变形破断时,软弱岩层会发生协同运动,位移监测点位移量发生突增,监测点位移曲线随工作面推进呈"台阶式"变化。在一侧临空条件下,402102工作面亚关键层1(粉砂岩)初次破断步距为43 m,周期破断步距为21 m;亚关键层2(含砾粗砂岩)初次破断步距为74 m,周期破断步距为51 m;亚关键层3(中砂岩)初次破断步距为171 m。当亚关键层2发生周期性破断和亚关键层3发生初次破断时,采空区位移监测点位移量均发生增幅,覆岩发生大范围整体性运动,矿压显现较为剧烈;受402103采空区采动覆岩结构的影响,在402102工作面回采时,其回风巷侧覆岩运移较为剧烈,巷道受动压影响较大。根据位移监测点的位移量和覆岩变形碎胀因子max(Ki)的大小,对采动覆岩"三带"发育形态进行了初步判别,亚关键层1(粉砂岩)和亚关键层2(含砾粗砂岩)均处于冒落带中,且随着工作面推进,冒落带和裂隙带高度呈"台阶式"增大。     

采动影响下大跨度煤巷耦合支护技术研究与应用

 为解决多次采动影响下大跨度煤巷支护难的问题,以高家梁矿20108工作面回风巷道为例,通过分析工程地质条件和工程岩体特性可知,20108回风巷道属于应力扩容膨胀型复合地质软岩,确定力学破坏机制为IABCIIBDIIIDA复合型变形力学机制,提出采用锚网索带注耦合支护方案。基于FLAC3D数值软件,对锚网索带注耦合支护方案进行数值计算,计算结果显示,与无耦合支护对比,屈服区域显著缩小,顶底板和两帮变形都得到有效控制。现场监测煤巷围岩变形表明,多次采动影响下煤巷两帮变形速率大于顶底板,表明两帮变形速率控制着20108回风巷道的使用功能。研究结果表明,锚网索带注耦合支护在采动影响下大跨度煤巷支护中取得良好的支护效果,数值计算表明,采动影响下大跨度煤巷采用耦合支护技术是可行的;现场监测结果也验证耦合支护技术的有效性和可靠性。