断裂结构面对回采工作面矿压及顶板稳定性的影响

通过对现场观测和数值模拟分析,系统研究了断裂结构面对回采工作面矿压分布和顶板稳定性的影响。研究结果表明,回采工作面顶板断裂结构面有3种典型组合类型,即“正三角形”结构、“川字形”结构和“倒三角形”结构。在工作面开采过程中,“正三角形”结构顶板稳定性差;“倒三角形”结构顶板稳定性好;而“川字形”结构顶板能形成结构平衡且稳定。由于断层使介质不连续,导致初始应力场挠动,局部产生附加应力,在断层带附近形成低压力区和高应力集中区带,比较明显的影响范围距断层面大约10~30 m。当工作面推进到高应力集中区带时,工作面前方煤(岩)体中支承压力明显增大,支承压力峰值位置向前方煤岩体中转移,易于发生冒顶事故和其他矿井动力地质现象;当工作面推进到低应力区带时,压力峰值降低,顶板稳定性差。      

不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律

采用数值模拟技术和现场矿压观测系统,研究了不同岩性顶板回采工作面矿压分布规律及其显现特征。结果表明,在煤炭开采过程中,不同岩性顶板回采工作面最大支承应力存在一定差异,在强度较高的砂岩顶板岩体中,支承压力大,工作面前方支承压力峰值距工作面距离小,初次来压步距和周期来压步距大,矿压显现强烈;而在强度较低的泥岩顶板区,顶板岩体不能和砂岩骨架层一样抵抗覆岩压力,且支承压力小,支承压力的峰值向回采工作面前方岩体内部推移,初次来压步距和周期来压步距小,矿压显现不明显。      

断层破裂带附近采场采动效应的流固耦合分析

矿井底板突水是一个复杂的多物理场耦合问题,结合含断层破裂带条件下采场开采的工程背景,通过离散元流固耦合分析,研究了采场工作面推进过程中断层带的变形与受力情况以及底板支承压力、渗流矢量和渗流速度的动态发展规律和分布特征。相关模拟结果表明,采场中煤层的开采与断层破裂带之间是相互影响的,以支承压力为代表的采动应力是底板破坏形成导水裂隙带及断层“活化”突水的一个主要诱因,而断层的存在也使得工作面与断层带范围内的围岩应力更加集中,增大了底板破坏突水的危险性。采动过程中,底板破坏所形成的导水裂隙带主要集中在工作面前方及下方围岩中,这些区域渗流速度较大,是形成突水的主要通道。     

断层作用下深部开采诱发冲击地压相似试验研究

以典型断层型冲击地压矿井为例,采用相似材料模拟试验方法,基于覆岩空间结构失稳与断层活化耦合致灾原理,分析了巨型逆冲断层下盘煤层开采采场覆岩运动过程、工作面倾向支承压力及断层面的应力变化规律,研究了巨型逆冲断层影响下巨厚坚硬顶板易冲击煤层冲击地压显现特征。试验结果表明：煤层开采诱发巨型逆冲断层冲击灾变过程分为3阶段：第1阶段,受煤层采动影响,上覆岩层发生空间运动,煤体中形成明显高应力集中区;第2阶段,覆岩多层空间结构演化诱发断层活化,断层活化导致空间结构外部岩体回转,给空间结构施加外部载荷,造成空间结构失稳加剧,煤岩体的应力激增,影响范围扩大;第3阶段,断层滑移释放能量,提供动载荷。根据应力监测数据变化规律,划分了逆冲断层的明显影响区域,研究结果为断层影响下煤层开采的防冲策略与设计提供可靠依据。     

深部开采上覆岩层采动裂隙网络演化的分形特征研究

借助相似模拟材料模型试验,模拟了在深部开采条件下上覆岩层采动岩体裂隙分布状态,运用分形几何理论研究了采动岩体裂隙网络分形维数随开采宽度、采场矿山压力、岩层沉降的动态演化规律,并分析了断层对采动岩体裂隙网络分布演化的影响以及采动岩体裂隙网络在三带的分布特征。结果表明：随开采宽度增加,采动岩体裂隙网络分形维数呈现总体增大趋势,在断层影响下表现出降维特点;分形维数与超前工作面压力和岩层沉降均具有非线性关系;三带采动岩体裂隙网络均具自相似性,冒落带、裂隙带、弯曲带分形维数比为1.082 3:1.139 4:1。     

断层面摩擦强度对工作面开采影响数值模拟分析

断层面摩擦强度是评价煤炭开采中应力扰动诱发断层滑动危险性的依据。依托晋城矿区成庄井田,采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了断层面摩擦强度对深部地应力的约束机制,研究了成庄井田F13断层及其在不同摩擦强度条件下对回采工作面顶板稳定性、超前支承压力分布和断层滑动的影响规律。研究结果表明:地壳深部最大与最小主应力比值受断层面摩擦强度的限制,当其达到临界方向断层的摩擦强度极限时,断层就会发生滑动;断层破碎带的存在导致初始应力场扰动,形成断层带低应力区及高应力集中区,在回采过程中将直接影响煤层顶板移动变形和采动应力分布;断层面摩擦强度较小时,工作面开采至断层附近顶板下沉量及断层上下盘错动位移较大,支承压力峰值由大变小明显,断层面上剪应力与正应力的比值易达到断层面的摩擦系数,断层滑动的危险性较大。      

海底采煤顶板支承压力分布规律与影响因素研究

针对北皂海域下软岩层覆盖的松软煤层的开采,建立相应的二维数值模型,应用有限差分Flac3D软件对其采煤过程进行了数值模拟,对顶板超前支承压力分布规律做了分析。得出了超前支承压力存在两个峰值,其峰值大小、位置受煤层采动影响的变化规律。定性研究了顶板刚度、煤体强度和埋深对超前支承压力分布的影响。研究对海底采煤的安全生产具有重要意义。     

C型采场支承压力分布特征的数值模拟研究

冲击地压的发生与支承压力的分布有重要关系。为研究C型采场支承压力的动态变化规律,采用FLAC3D软件对孤岛工作面推进过程中煤体垂直应力场进行了数值模拟。通过对工作面推进过程中煤体支承压力的平面分布特征、走向支承压力和倾斜支承压力的动态演化特征进行分析,得到以下结论：① 煤体中垂直应力分布呈“C”形;② 孤岛工作面超前支承压力影响距离为正常工作面的3～5倍;③ 双工作面“见方”时,支承压力峰值达到最大值。工程实例验证了结论的可靠性,其结果可为现场冲击地压预测和防治提供依据。     

回采工作面围岩采动应变场-渗透系数场耦合

采动岩体变形与渗透特性是工作面突水防治研究的基本问题。采用理论分析和数值模拟计算方法,分析了岩石变形-渗透特征及其三维定量关系,研究了煤炭开采中回采工作面围岩应变场、渗透系数场分布及其控制因素。研究结果表明,采动岩体渗透性变化主要取决于应变状态及应变增量,且随着垂直于裂隙的张应变的增加而增加;工作面后方垮落带和煤壁边缘的剪碎带产生剧烈的采动拉伸变形,渗透系数较采前显著增大,而支承压力区和整体移动带岩层产生较大的采动压缩变形,渗透系数较采前明显减小;工作面围岩垂向渗透系数较水平渗透系数增加的幅度及增加区的范围小,但对水体下采煤工作面涌水起主导作用。加快工作面推进速度、减小工作面斜长和采高能降低采场围岩渗透系数增加幅度,并将渗透系数场变化范围局限在采区附近,能有效减小采动对原始煤岩层渗透性的影响。      

采动支承压力引起应变型冲击地压能量判据研究

采动支承压力引起的能量积聚及其突发释放是导致应变型冲击地压发生的根源之一。在将工作面前方煤体划分为阻力区、驱动区和无明显影响区的基础上,把应变型冲击地压从孕育到发生全过程分为能量稳定积聚、能量平衡和能量非稳定释放3个阶段,并研究其发生的基本条件;建立了采动支承压力引起应变型冲击地压的能量判据,即认为力学平衡状态破坏时驱动区煤体释放的弹性应变能与阻力区煤体完全破坏消耗能量的比值大于1。从冲击地压防治角度出发,提出了阻力区临界宽度的概念,建立了以阻力区宽度为指标的应变型冲击地压发生判据。现场实测表明,本文所建立的能量判据和指标与实测结果相吻合。其研究成果可为采动支承压力引起应变型冲击地压的预测预报和防冲、减冲工作的实施提供依据。     

Measurement of the Strong Pressure Appearance Laws with Hard Roof and Full Mechanized Mining Extra Thick Coal Seam

To master the laws of strong strata behavior of Tashan coal mine under Carboniferous coal mining process, the laws of strong strata behavior in 8107 working face was measured and analyzed. It was shown that the average initial weighting step of 8107 working face was 59.4 m. The average periodic weighting step of main roof was 16.2 m. The maximum working resistance during periodic weighting was 14,711.1 kN. The maximum working resistance during non-periodic weighting was 11,339.9 kN. The average dynamic load factor K during periodic weighting was 1.31. The stress of coal column on the side of the goaf could be divided into four zones (stress stabilization zone, stress slow-increasing zone, significant—increasing stress zone, stress reduction zone) along the strike of 8107 working face. There was a peak of lateral support pressure along the trend of 8107 working face. And the peak position was biased to the side of return airway roadway. With the increase of the distance from the down-side of return airway, the pressure peak of the inner coal body along the strike of 8107 the working face increased and the peak position decreased from the coal wall. The peak stress of coal column tended to be close to the up-side of return airway. And the distance from the down-side of return airway for the peak of inner coal was larger than that for the peak of coal pillar. The peak position of abutment pressure of hard roof was in the range of 10–25 m in front of 8107 working face under full mechanized mining extra thickness coal seam conditions. The relative stress concentration coefficient of k was 1.3–6.5. The range of 10–25 m from the front of the working face to coal wall was stress reduction zone. And the influence range of abutment pressure was about 80 m. It was of great significance to the control and practice of the surrounding rock of the stope for the mining of the hard extra-thick coal seam.     

Borehole stress monitoring analysis on advanced abutment pressure induced by Longwall Mining

The paper presented the research on the dynamic advanced abutment stress induced by longwall mining with borehole stress meters on mining side coal mass. Twenty vibrating wire borehole stress meters were installed into the extracting coal mass wall of a first mining roadway of 910 m depth in Zhuji Coal Mine, China, and were used to monitor dynamic changes in vertical and horizontal stresses. Three months of continuous monitoring and further analysis showed that the impacting distance of advanced abutment stress induced by mining in the strike of the working face along its central axis was the farthest, greater than 250 m (the face length is 220 m); it gradually decreased in the radial direction of the face from its central axis outward; the pressure peak was located within 24 m in the front of the mining coal wall; non-synchronous caving of the layered mudstone roof at the stope occurred. Comparison between vertical and horizontal stress increments indicated that the horizontal stress was much smaller than the vertical stress in the coal mass of mining side, while the latter’s magnitude determined the drastic degree of mine pressure manifestation. The study has been applied to determine the advanced support length of the working face and further provide a reliable basis to forecast such dynamic disasters as rock burst, coal and gas outburst, etc., as well as to design the asymmetric supports on both sides of a gateway.     

煤炭开采对煤层底板变形破坏及渗透性的影响

煤层底板变形破坏除受地质因素控制外,还受开采因素影响。通过试验和理论分析,系统研究了煤炭开采对回采工作面底板应力、应变和破坏及渗透性的影响。研究结果表明,不同岩性岩石的渗透性在全应力-应变过程中为应变的函数,在微裂隙闭合和弹性变形阶段,岩石的原生孔隙和裂隙容易被压密,岩石的渗透率随应力的增加由大变小明显,当应力增大至极限强度时岩石试件破坏形成贯穿裂隙,岩石的渗透率迅速增大至最大,不同岩性岩石存在一定差异性;随着回采工作面推进,煤层底板岩层在横向上划分为原岩应力区、超前压力压缩区、采动矿压直接破坏区和底板岩体应力恢复区4个区。煤层底板岩体的渗透性随着煤炭开采底板岩体变形破坏而呈规律性变化。      

基于微震监测的深埋煤层顶板导水裂隙带发育特征

导水裂隙带发育高度是矿井水害预测的重要技术参数之一。以彬长矿区文家坡煤矿4103工作面为研究对象,利用井-地联合微震监测技术对顶板导水裂隙带发育特征进行研究。研究结果表明:深埋煤层开采时,微震事件超前工作面回采位置发育,超前影响角最大为35°,最小为28°;断层的存在降低了覆岩稳定性,相较于正常基岩,更易在回采影响下发生应力集中和破坏;断层加大了微震事件发生的超前距,而采空区则使微震事件的高密度区向其所在部位发生偏移,加剧覆岩破坏程度,增大导水裂隙带发育高度;垂向上,4103工作面监测区内的微震事件高密度区域主要集中在高程+400~+520 m,结合微震事件数量和能量分布特征,判定4103工作面垮落带发育高度为50 m,垮采比13.16,导水裂隙带发育高度为117 m,裂采比为30.79。该成果可为彬长矿区类似煤矿深埋煤层顶板导水裂隙带发育高度研究及顶板水防治提供重要依据。移动阅读