基于断裂力学的特厚煤层综放开采顶板破断规律研究

针对特厚煤层综放开采过程中矿压显现剧烈支架工作阻力难以确定的问题,结合特厚煤层工作面顶板岩层破断形成的悬臂梁-砌体梁力学结构模型。工作面来压阶段支架工作阻力不足时,引起砌体梁结构下沉使悬臂梁结构回转变形破断,造成上覆砌体梁结构滑落失稳压架使工作面矿压显现剧烈的特点,建立了含中心斜裂纹的悬臂梁结构破断的力学模型,应用断裂力学理论,分析了悬臂梁破断失稳的影响因素,推导了支架荷载的表达式。结果表明：裂纹倾角和长度是悬臂梁破断失稳的主要影响因素;支架荷载除与悬臂梁自身因素有关外,还与砌体梁垮落步距等因素相关。结合塔山煤矿8102综采工作面地质条件,计算了支架荷载的理论值,验证了理论分析的合理性。理论研究成果对于分析特厚煤层开采时的支架荷载的大小,合理选择支架减少顶板事故具有一定的工程实际意义。     

坚硬顶板强制放顶断裂力学模型研究

为了保证坚硬顶板工作面的安全高效生产,根据坚硬顶板初采期间的岩层结构特点,基于断裂力学理论,建立了中部拉槽强制放顶断裂力学模型,推导了基本顶初次破断距的表达式,分析了岩层断裂韧度、裂缝长度等参数对初次破断距的影响规律。研究结果表明:基本顶的初次破断距随断裂韧度的增大而增加,随裂缝长度和基本顶上覆荷载的增大而减小;在基本顶断裂韧度或上覆荷载一定的条件下,人工裂缝长度比达到0.6以后,基本顶初次破断距保持不变。研究结果可为类似工程的设计和施工提供依据。      

工作面过空巷基本顶超前破断机制及控制技术

以工作面进入平行空巷、回撤通道时顶板超前破断、巷道被掩埋、支架压架的事故为研究对象,通过相似模拟试验对比了工作面过不同宽度空巷、充填与否时围岩破坏特征、应力变化和支架载荷变化,展现了工作面过大断面空巷基本顶超前破断及其灾变演化过程。研究表明：超前破断会导致基本顶一次性破断长度增加、上覆亚关键层同时破断。一旦发生超前破断,现有支护技术很难避免压架,故预防出现超前破断最为重要。鉴于此,运用Winkler地基梁理论对基本顶中弯矩和挠度进行了计算,解释了试验中围岩破断特征、支承应力和支架载荷的变化,给出了基本顶超前破断的机制：煤柱失稳是导致出现超前破断的主要因素,提高煤柱强度有利于预防超前破断。据此提出了局部注浆充填技术使煤柱由单轴压缩变为三轴压缩,提高煤柱支撑能力,并在现场实践中得到了验证。     

松散含水层下上提工作面压架因素敏感性分析与压架预防

为了防止类似淮南顾北矿1202（3）上提工作面再次发生突水压架事故,根据上提工作面覆岩破断特征,建立了自然拱覆岩结构力学模型,推导出低冒拱和高冒拱的拱高计算式,研究了工作面顶板断裂位置对支架载荷的影响,分别计算出松散含水层在自然拱内、拱外两种条件下的覆岩载荷,确定了滑落失稳和挤压变形失稳的压架判据。研究表明,上提工作面受到松散含水层内水的影响时,易形成高冒拱结构,拱内松散层重度增加,铰接岩块之间的接触力减小,承载关键层受到松散含水层内的水压影响,造成支架上的载荷急剧增大,导致上提工作面易发生突水压架事故。然而影响工作面突水压架既有地质因素,又有开采技术因素,盲目地增加支架工作阻力未必能降低工作面压架风险,支护成本必然急剧增加。基于此,定义了无量纲的压架敏感度指标,分析了压架因素的敏感性,并针对压架敏感性较高的因素,提出了“适当控制采高,开切眼顶板强制放顶,防止直接顶悬顶,采前疏水降压,加固工作面煤壁,提高支架支撑力,合理的设备选型,保证合理的工作面推进速度”等防压架对策,为类似条件下上提工作面安全开采提供一些理论指导。     

松软煤层综放面顶底板采动应力分布规律研究

以某矿综放采场为背景,通过现场实测、相似材料模拟等手段,研究了松软煤层综放开采中液压支架受力状态、两巷单体支柱受力特征和顶底板的采动应力分布规律,结果表明液压支架在工作面不同位置受力状态不同,处于中部位置的支架受力最大,同一支架前立柱受力大于后立柱;风巷围岩应力大于机巷围岩应力,两巷的超前采动应力峰值位置在工作面前3～11m;顶板岩层同一层位中采动应力分布随工作面的距离不同而不同;不同层位应力分布也不同,离煤层越近的岩层中应力集中系数越大;底板岩层在工作面前方6m左右处应力达到最大,在工作面处应力为零。该研究结果有效地指导了该矿井同一煤层综放面巷道布置、两巷支护及工作面顶板管理。     

浅埋煤层长壁开采顶板岩层灾害控制研究

根据浅埋煤层顶板岩层的赋存特点和长壁开采时基岩老顶的断裂下沉特征,应用初始后屈曲理论和突变理论探讨了初次来压期间基岩老顶的灾害机制和灾害控制,补充了基岩老顶破断后控制岩块滑落失稳的充分条件和岩块触矸前后台阶下沉的判据,确定了台阶下沉量,给出了控制台阶下沉和维持顶板稳定的支护力计算公式,并以神东矿区大柳塔1203工作面为例给出了工程实例。研究发现,顶板破断后岩块处于不平衡状态,台阶下沉的机制是结构的滑落失稳;岩块触矸前后的台阶下沉分别与断裂下沉和开采高度之间存在着确定的关系;顶板强烈来压主要是由结构滑落失稳造成的,控制台阶下沉的实质是控制岩块沿煤壁的滑落失稳。研究结果表明,综合应用初始后屈曲理论和突变理论,可根据顶板结构的赋存状况和结构特征,确定基岩老顶触矸前是否会出现全厚度切落;根据工作面的开采高度和采空区有效充填厚度等,可确定基岩老顶触矸后岩块的运动形式;根据顶板的破断步距、断裂下沉量和岩块摩擦因数等,可确定岩块触矸前后控制台阶下沉的支护力     

高产高效综放工作面端面顶板稳定性监测

通过对支架与围岩关系的研究,分析了支架与顶板的相互作用机理,得出支架支护阻力与端面顶板下沉量p–△ld具有类双曲线关系,这种类双曲线关系是高产高效综放工作面端面顶板稳定性控制的基础。根据高产高效综放工作面的开采特点提出了端面顶板监测控制的特点和要求,开发建立了在线监测体系,现场应用取得了良好的技术经济效益。     

坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术

工作面上覆坚硬顶板往往不易垮落,破断后易形成动压灾害。以神东矿区布尔台煤矿为背景,针对典型坚硬顶板造成的强矿压动力灾害问题,采用数值模拟、理论分析的方法分析并揭示坚硬顶板弱化前后的应力演化特征及顶板破断机理,提出超前区域防治技术并应用于现场实践。结果表明:坚硬顶板破断演化特征分为3个阶段,即“长悬臂梁”阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,其中“长悬臂梁”阶段支架上方顶板应力显著增大至6.8 MPa,破断前支架上方顶板应力为破断后的2倍,其临界破断产生的应力释放是引起强矿压的根本原因,这也是弱化改造控制的主要阶段。基于坚硬顶板灾害发生机理,提出“广域大空间”超前区域防治技术,阐述了绿色、精准、广域的防治优势,以及钻孔轨迹控制、封孔质量控制、多孔联动效应的关键技术及治理评价体系。结合数值模拟进一步验证防治技术的可靠性,当“长悬臂梁”结构弱化后,其破断前支架上方顶板应力为4.6 MPa,降幅32.4%,顶板破断演化特征3个阶段演变为来压前阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,弱化后顶板各阶段支架上方顶板应力降幅达到32.4%~79.4%,表明预成裂隙弱面和降低坚硬层完整性能够有效改变顶板破断结构,显著降低来压强度。实践表明:压裂过程产生多次压降,降幅均达到3 MPa以上,探测裂缝发育长度达到30 m以上,压裂前后工作面周期来压步距降幅44.9%,支架来压载荷降幅18.1%,治理效果良好。研究结果可为类似矿区动力灾害治理提供借鉴。      

大倾角煤层分层综采再生顶板破断规律研究

针对大倾角厚软煤层下分层安全综采问题,结合淮南矿区潘北煤矿1212（3）大倾角厚软煤层分层综采下分层工作面地质与工程条件,综合运用基于数字散斑、声发射监测与分布式光纤传感技术的物理模拟试验、基于煤系地层赋存禀赋建模技术的数值模拟试验相结合的研究手段,开展了下分层开采再生顶板破断倾向分区演化、再生岩体变形声发射能量与光纤应变响应规律及应力分布特征研究。结果表明：再生顶板破断由其破断岩块滑移、低中位悬臂梁和高位铰接岩梁断裂组成,双梁破断是引起下分层支架失稳的关键所在。下分层中上部双梁破断声发射能量呈高度聚集且持续时间短,光纤感知低位悬臂梁破断且中上部光纤应变峰值高,下分层中上部是支架与再生顶板稳定性控制的重点区域。下分层下部再生顶板破断岩块充填密实且粒径小,是架间与架前岩块漏冒多发区域。下分层再生顶板中形成高应力组成的应力拱,距采空区高度约30 m,双梁破断主要发生在拱内,拱中岩体破断对支架具有一定的冲垮作用。     

循环荷载下完整底板导水通道演化过程研究

采动影响下完整底板防治水的重点是研究岩层由隔水层到导水通道的演化过程。煤层开采引起底板岩体承受压–拉–压循环荷载,并导致弹性模量变化。以弹性模量为损伤变量,采用双标量型D-P弹塑性损伤本构模型,根据成庄矿条件建立数值模型,分析采动底板导水通道演化规律。结果表明,(1)上一计算步煤壁处底板压缩破坏深度随顶板悬露面积增大而再次加深,工作面煤壁位置处底板压缩损伤深度的增长速率在充填体影响下迅速减小(顶板初次垮落),并最终达到稳定(顶板周期垮落);(2)采动底板中同时存在压、拉损伤破裂带,二者相互连通,决定了导水通道的位置;(3)充填体的弹性模量对底板破坏深度有很大影响,其值过低会导致破坏深度持续快速增加。由注水试验所得监测结果与数值模拟成果基本吻合。     

深孔预裂强制放顶断裂力学模型研究

预裂强制放顶是一种保障煤矿安全生产的重要技术。为确定初采期间深孔预裂强制放顶的合理参数,根据基本顶岩层的结构特点,基于断裂力学理论,建立含斜裂隙的深孔预裂强制放顶断裂力学模型,推导基本顶初次破断距及支架阻力表达式,对模型参数进行了敏感性分析。分析结果表明:基本顶初次破断距随预裂裂隙倾角或垂深比的增大而减小,随支架阻力的增大而增大;裂隙倾角从10°增加到90°,基本顶初次破断距的最大减幅为83.16%;裂隙垂深比从0.1增加到0.9,基本顶初次破断距的最大减幅为65.84%;支架阻力从3 MN增加到18 MN,基本顶初次破断距的最大增幅为1.4倍;理论计算与现场实测对比,验证了该模型的合理性,研究结果可为坚硬顶板煤层深孔预裂强制放顶参数设计和施工提供指导。      

放顶煤采场力学分区及支承压力分析

研究分析了综采放顶煤采煤工作面顶板、顶煤在支承压力的作用下活动和运移规律,总结出综放采煤工作面支架—围岩关系和采面围岩的空间分区特点,对综采放顶煤控制顶板、改善顶煤的冒放性有一定的参考作用。     

典型浅埋煤层长壁开采覆岩采动响应与控制研究

为了进一步完善典型浅埋煤层长壁开采覆岩运动与控制理论,以神东矿区22616工作面为工程背景,采用试验模拟、理论分析与现场应用相结合的方法,研究典型浅埋煤层长壁开采老顶破断特征及地表砂土层载荷传递效应,提出采场支架合理工作阻力计算方法,并成功应用于工程实践。研究结果表明:浅埋采场老顶滑落失稳瞬间,动载显现剧烈,覆岩台阶下沉明显,砂土柱间的摩擦作用导致地表砂土层载荷存在一定的传递效应,并非以其全部自重作用于基岩老顶。基于这一特性,引入岩柱法修正老顶结构经典力学模型参数,改进浅埋采场来压顶板支护力数学模型。理论计算采场初次来压控顶支架最大工作阻力为10 506.8 kN/架,周期来压控顶支架最大工作阻力为7 475.26 kN/架,均与现场观测数据较为吻合,采场ZY11000/24/50型液压支架刚好满足控顶要求,保障了工作面安全、高效开采,为典型浅埋煤层长壁开采工作面支架工作阻力确定及选型提供了重要参考。     

高强度开采工作面矿压显现的面长和推进速度效应

高强度开采工作面矿压显现复杂,容易发生压架、冒顶等灾害。为从理论上解释高强度开采工作面的矿压特征,分析了高强度开采工作面的一般特征及其对矿压显现的影响,以顶板初次断裂为例,运用薄板理论并结合岩石力学试验成果,推导出不同面长和不同推进速度下顶板断裂步距的计算公式,并分析了面长和推进速度对来压时支架工作阻力的影响机制。结果表明,面长影响顶板应力分布,推进速度改变顶板承载能力,而且面长越短,推进速度越快,顶板的初次断裂步距就会越大。对于高强度开采工作面,面长普遍大于200 m,面长效应影响微弱,矿压显现主要受推进速度作用,断裂步距和来压时支架工作阻力都比非高强度开采工作面大,容易发生压架和冒顶等灾害。     

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

浅埋煤层非坚硬顶板强制放顶实验研究

以南梁煤矿地质资料为依据,通过对不同覆岩条件和不同强制放顶方案的相似材料模拟实验,证明整体性较好的顶板以强制放顶减小工作面初次来压步距是可行的,既可实现工作面连续推进,又可避免顶板大面积垮落带来的安全隐患。实验揭示了地表厚粘土层浅埋煤层单体支柱工作面开采时,顶板活动及矿山压力显现规律;为南梁煤矿单体支柱长壁工作面实现连续开采,提供了可靠依据。      

深部变面长采场顶板破断演化的力学机制分析

不规则煤层开采容易引发顶板应力集中、矿压显现异常等问题,为探究变面长采场顶板破断规律与结构演化特征,针对工作面斜长由小变大的突变型采场不同开采阶段的几何特征与力学成因,运用小挠度薄板弯曲理论依次建立并解析4种边界条件的顶板结构模型。根据变面长采场顶板矿压分区显现特征,采用MATLAB与FLAC3D数值模拟方法分析顶板破断规律与宏观力学响应。通过系统分析与总结归纳,构建了变长工作面“三场三区三结构”的覆岩结构传递演化模式,提出了“两场两规律”的顶板分区破断效应。并通过典型工程案例的矿压实测进行应用验证。结果表明:变面长采场分为小面采场、变面采场和大面采场,小面采场顶板为缓压型结构,发生的是传统“O?X”形破断;变面采场顶板为突变型结构,顶板断裂产生的延长形与漂移形“O?X”破断裂隙与大面采场增压型结构顶板的裂纹发育特征较为相似,故将二者整合为全大面采场;全大面采场顶板发生的是“X?O”形破断,裂纹继续发展产生延长形破断,形成“两场两规律”的顶板破断理论。研究结论为探明变面长采场的覆岩运移本质,加强深部复杂煤层赋存条件下的顶板灾害防控提供了重要依据。      

构造带综放工作面支架异常压力机理探讨

针对多个综放采场出现的支架立柱压爆、油缸变形等异常矿压显现,通过对综放采场上覆岩层的运动范围及运动特点、顶板结构动态稳定性的分析,探讨了综放工作面异常压力产生的机理。得出了顶板结构局部铰接失稳（滑落失稳）是造成异常压力主要原因的结论。由于滑落失稳的原因不同,可分为水浸蚀型、地质构造型和顶板失稳型。通过对综放采场支架作用力的分析,给出了计算异常压力的公式。利用顶板结构动态稳定性判断准则,可对异常压力的类型进行判别,从而进一步确定异常压力的计算方法,为采场支架选型和现场控制异常压力提供理论依据。     

长壁孤岛工作面冲击失稳能量场演化规律

煤矿冲击地压一直是困扰中国煤矿安全的主要问题,而煤矿开采过程中跳采形成的孤岛工作面由于容易产生应力集中,来压强度提高,极容易发生冲击地压。基于唐山矿T2193下孤岛工作面的地质条件,从数值分析的角度研究了煤岩体材料的非均匀性,揭示了孤岛工作面顶板周期来压时煤岩体能量释放的动态特征,分析了工作面前方能量释放激增机制。数值模拟结果显示,长壁工作面回采过程中直接顶的不断垮落造成了老顶悬空距离的不断增大,工作面周期来压时,积聚于老顶岩层内的弹性应变能将瞬间释放,容易引发工作面及巷道的冲击失稳。孤岛工作面由于其特有的矿压显现特征,老顶周期破断时所释放的弹性应变能将更加剧烈,冲击地压势必愈加强烈。孤岛工作面顶底板和煤层的能量释放激增可以作为判断煤岩体冲击失稳的前兆信息。孤岛工作面前方发生冲击破坏的主要原因是由于工作面回采过程中围岩所积聚的大量弹性能在顶板断裂时所伴随的巨大能量释放而造成的。     

深井综放沿空掘巷实体煤帮变形破坏机制及控制技术

东滩煤矿1306轨道顺槽掘进期间,实体煤帮出现大变形破坏,挤压鼓出严重。采用离散元数值模拟分析了深井综放沿空掘巷掘进期间基本顶断裂位置的变化及围岩应力、位移的演化规律。揭示了实体煤帮大变形破坏机制:沿空掘巷诱发围岩大结构中关键块体的回转沉降,导致基本顶断裂线向实体煤侧转移。顶板结构的变化引起实体煤侧支承压力的显著升高并产生大范围的高应力挤压区,使实体煤侧表现出大变形与强流变的破坏特征。基于对实体煤帮变形破坏机制的分析,提出高强让压长锚索联合锚网的实体煤帮控制技术。数值模拟与现场试验表明,实体煤帮采用破断力为600 kN,让压点为260~300 kN的φ22 mm×6800 mm长锚索加强支护后,水平大变形得到有效控制,实体煤帮变形量控制在300 mm内,保证了巷道在掘进期间的稳定性。