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。     

综放工作面覆岩破断和压架的试验研究及预测模型

为研究综放工作面覆岩运动、破断特征及矿压演化规律,依托崔木煤矿302工作面,建立综放工作面开采相似材料模型,观测煤层综放开采过程中顶板的破断特征和矿压显现规律,根据试验结果建立综放基本顶煤壁处断裂的力学分析模型,推导出拉破断临界支护强度计算公式,研究基本顶抗拉强度、作用荷载和顶板厚度对拉破断临界支护强度的影响,形成了综放工作面煤壁处断裂的力学判据,分析崔木煤矿302综放工作面液压支架的支护效果。结果表明,(1)综放工作面推进过程中基本顶悬臂梁长度逐渐增加,与后方断裂顶板形成"悬臂梁-铰接结构",支架处于这种结构保护之下时工作阻力小;(2)若基本顶在煤壁处拉断裂和结构失稳,支架快速增阻,安全阀开启,活柱量下降,易于导致支架压死;(3)随着基本顶作用荷载增大,拉断裂临界支护强度线性增长,但基本顶抗拉强度对拉断裂临界支护强度影响不大。研究结果可为综放工作面基本顶煤壁处断裂和压架灾害预报提供一种方法。     

孤岛顶煤综放采场冲击矿压形成机制及控制技术

应用覆岩空间结构学术观点对孤岛顶煤综放采场冲击矿压机制及其控制技术进行研究。根据覆岩关键层的岩性、层位、范围等因素,覆岩关键层空间结构分为覆岩空间大结构和基本顶有限矿压结构。孤岛顶煤采场冲击矿压发生机制：①孤岛顶煤综放采场 ? 型空间大结构形成过程是集中压力逐渐增加的过程,是该时间段发生冲击矿压的力源;②采场基本顶形成最下位 ? 型空间结构后,随着工作面推进,基本顶块体产生滑落失稳,造成工作面冲击矿压现象。通过对分段来压理论、基本顶结构失稳理论和坚硬顶板预断裂理论对覆岩关键层空间结构运动的控制作用研究,提出采用覆岩空间结构理论分析、分阶段降低放煤率、坚硬覆岩预爆泄压技术、覆岩坚硬岩层破裂的微地震监测技术等方式方法预防冲击矿压的发生。     

切顶压架灾害三大致灾因子及防治技术

针对神府矿区浅埋近距煤层群开采时,采空区各种残留煤柱下易发生工作面切顶压架灾害问题,采用工程调研、文献调研、理论分析及工业性试验手段,提出切顶压架灾害三大致灾因子:顶板结构因子、煤柱动力失稳因子及层间岩层因子,阐述了三大因子致灾机理,并提出了一种综合爆破防治技术,经工业性试验验证,该技术具有推广及借鉴价值。     

1402（3）综采工作面压架原因分析

1402(3)回采工作面(缩小防水煤柱开采的首采面)在开采过程中，先后出现2次综采压架事故，通过对该面综采压架原因多角度的分析研究，认为在目前的装备条件和管理水平下，上提阶段工作面完全可以采用综采回采．为指导今后潘谢矿区上提阶段回采工作面的安全生产工作提供了依据。     

大采高综采面回撤前压架冒顶事故分析

为探明大采高综采工作面回撤阶段出现压架冒顶事故的原因,运用数值模拟和理论分析,从工作面临近回撤阶段调节巷的设置、覆岩关键层的结构特征与运动两个方面对工作面回撤过程中出现压架冒顶事故的机理进行分析。以神东大柳塔矿52304工作面为例,分析结果表明:大采高综采面关键层断裂形成的"悬臂梁"结构是造成压架冒顶事故的根本原因,断裂块体失稳错动、拉断区与压缩变形区相互贯通是造成压架和加剧端面冒顶的直接原因,而调节巷的存在是冒顶事故发生的诱因。研究结果为治理大采高综采面压架冒顶事故提供了理论指导意义和借鉴价值。     

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。     

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。     

直接顶-基本顶耦合作用下采场顶板断裂力学模型研究与应用

周期来压是矿山压力显现的典型特征,准确进行采场周期来压步距预测是有效降低采场事故发生的重要途径。针对基本顶自身缺陷与直接顶耦合作用对周期来压步距的影响,视采场顶板为自带裂缝的有限板模型,根据覆岩协调变形机理,基于断裂力学理论建立采场顶板断裂力学模型,推导直接顶-基本顶耦合作用下周期来压步距函数式,以陕北某矿区2个工作面为例,分析基本顶岩石断裂韧度、裂缝深度、直接顶厚度和弹性模量等参数对周期来压步距的作用规律。研究表明：基本顶断裂韧度与周期来压步距呈近似线性关系;裂缝深度比(裂缝深度/顶板厚度)对周期来压步距影响较大,裂缝深度比达到0.8后,基本顶失稳破坏;直接顶厚度小于3 m时对周期来压步距影响较小,超过3 m后对周期来压步距影响显著。研究结果对采场顶板周期来压步距预测及支架选型具有重要的理论意义和工程价值。     

基于“双行裂隙”模型的两淮矿区高承压厚松散层突水机理

两淮矿区高承压厚松散含水层覆盖下煤炭储量巨大,在提高上限开采过程中常发生松散层突水事故,采用传统“上三带”理论难以合理解释此类事故发生的机理。本文在分析两淮矿区高承压松散层水文工程地质条件的基础上,建立近高承压松散层开采“双行裂隙”模型,采用室内实验、数值模拟、理论分析和工程应用检验等方法,研究“双行裂隙”发育规律,揭示两淮矿区高承压厚松散层突水致灾机理,结果显示:祁东煤矿松散层第四含水层（简称四含）水压与裂采比呈线性关系;在水压作用下,覆岩“上行裂隙”发育高度增大;利用裂隙受力分析推导的基岩风化带原生裂隙扩展渗透深度计算公式,表明高承压松散含水层对风化裂隙产生劈裂作用,是“下行裂隙”形成的主要因素。“双行裂隙”的综合作用使工作面更易发生松散层水突水事故,研究成果为近松散层煤层开采安全煤（岩）柱的合理留设提供科学依据。      

考虑覆岩结构影响的近松散层开采导水裂隙带发育高度预测模型研究——以淮北煤田为例

近松散层开采覆岩导水裂隙带沟通上覆含水层导致了顶板水害事故的发生。在其他开采因素相似时,工作面顶板覆岩结构的不同会致使导水裂隙带发育高度出现较大差异。为此,通过收集淮北煤田17例近松散层开采覆岩导水裂隙带发育高度实测数据作为训练样本,利用一行两列向量对近松散层工作面顶板覆岩结构进行量化,并联合煤层采厚、煤层倾角、工作面斜长、开采深度、松散层厚度共计6个影响因素作为输入数据,实测导水裂隙带发育高度作为输出数据,依据径向基函数神经网络建立了考虑覆岩结构影响的近松散层开采导水裂隙带发育高度预测模型。并将该预测模型应用于淮北煤田中的青东煤矿,经钻孔冲洗液漏失量与钻孔彩色电视观测验证,获得预测结果相对误差为3.3%,低于《“三下”开采规范》中经验公式计算误差19.2%。该方法为近松散层开采导水裂隙带发育高度的合理确定提供了理论支持。     

厚砂砾含水层下特厚煤层综放开采防治水技术研究

水帘洞煤矿地表水系发育,煤系地层上覆的白垩系洛河组和宜君组巨厚层状砂砾岩含水层,含水丰富,对矿井的安全开采构成了威胁。在详细分析矿区顶板含水层特征、隔水层岩性组合特征及隔水性能基础上,采用比拟法计算了综放条件下顶板导水裂隙带发育高度,并用数值法研究了不同采宽条件下顶板导水裂缝带发育规律,预计了工作面涌水量,为评价煤矿综放条件下工作面安全回采可行性提供了科学的依据。     

工作面长度对覆岩空间结构演化及大采高采场矿压规律的影响

工作面长度的增加是导致采场矿压强度增加的原因之一。通过相似模拟试验证明了覆岩能破断成梯形台形态,并指出了梯形台形成机制及梯形台的参数计算原理。利用梯形台分析了工作面长度对覆岩破断规律的影响,指出了梯形台与关键层理论的关系。基于薄板理论推导了岩层破断步距的计算公式,分析了工作面长度对梯形台空间结构演化及采场矿压显现特征的影响。结果表明：由于覆岩按梯形台破断,工作面长度较短时,加载层厚度较小,来压强度小。对比研究了赵庄2号井1305大采高工作面（工作面长度为85 m）和1302大采高工作面（工作面长度为180 m）矿压特征。结果表明：1305工作面基于梯形台和薄板理论进行选型计算,支架计算工作阻力为4 738 kN,现场选用额定阻力5 500 kN能够满足顶板控制的要求;1302工作面基于梁理论进行选型计算,支架计算工作阻力为7 623 kN,现场需选用额定阻力7 800 kN才能满足顶板控制的要求。     

大柳塔煤矿12404工作面过沟的可行性分析

大柳塔煤矿12404工作面煤层埋深浅、上覆基岩薄、松散含水层厚，地表让有母河沟横过。通过对工作面不同采高条件下冒落带、裂隙带的计算及老顶破断岩块形成结构的力学分析，认为工作面涌水灾害不可避免，但岩块只发生切落溃沙；据此提出了采用疏排水与预提高支架的支护阻力来防止工作面涌水、溃沙灾害的发生．为类似条件下煤层的安全开采提供了理论指导。     

平煤八矿己15-13030工作面煤层顶板突水溃砂可能性评价

煤矿突水溃砂灾害的发生与煤层上履含水层性质、岩性特征及破坏程度等诸多因素有关。通过研究己15煤层顶板基岩与第四系底部的含、隔水性能及顶板覆岩岩性组合特征,计算出一次全部开采3．6m煤层时,其导水裂缝带最小发育高度为38．46m,最大为47．95m,确定了采煤活动导致的上覆顶板含水层发生水力联系的范围,认为己15—13030工作面煤层开采时发生顶板突水的可能性不大;计算一次全部开采3．6m煤层时,防砂安全垂高最大为23．5m．防塌安全煤岩柱最大垂高为12．5m,结合煤层顶板基岩及第四系底部岩层的水文地质特征,认为工作面回采时顶板溃砂的可能性也不大。强调在生产过程中,要加强顶板涌水的观测,同时增加现有排水系统的排水能力,从而为工作面安全回采提供支持。     

沿空留巷巷旁支护体作用机制及工程应用

巷旁支护体稳定是沿空留巷成功的关键。通过建立沿空留巷上覆岩层结构力学模型,分析了巷旁支护体在3个阶段的受力和变形特征,得到了巷旁支护体的作用机制,即巷旁支护体设置后快速增阻,即时支撑巷内顶板,工作面后方周期来压前达到切顶阻力切落采空区一定高度的顶板,上覆岩层剧烈活动稳定前有较大的变形能力及稳定后有较高的后期强度。在上述研究的基础上,以九里山矿24021工作面沿空留巷为工程背景,在巷内支护和巷旁充填材料确定的情况下,采用数值模拟方法分析了不同巷旁支护体宽度时的沿空留巷维护效果,确定了合理的巷旁支护体宽度。该研究成果成功应用于工程实践。     

缓倾斜地层顶板离层水对综采工作面的危害及防治探讨

以重庆松藻矿区在打通的一综采工作面缓倾斜地层中掘进时发生的两次顶板水灾为例,对其顶板突水原因进行了探讨。通过分析该矿区的矿井地质及水文地质条件,认为矿井充水水源为上覆地层的离层水。该矿井的M7-3煤层开采后,导水裂隙切穿了上覆地层长兴组灰岩,贯通了玉龙山一段灰岩隔水层,进入玉龙岩二段岩溶裂隙含水层。由于含水层的上覆岩层在采掘过程中,因岩性差异发生不均衡沉降,形成了大量的离层空间。离层空间吸收、储存的大量地表降雨在采掘工作面推进到一定位置时,就会发生突水。据估算,S1821工作面上覆岩体离层、裂隙储水空间按三分之一计算为2.064×105m^2,与该工作面抢险救灾期间排出的涌水量基本吻合。根据该矿离层水的赋存特点,提出了保证排水系统畅通,加强采煤设备管理,提高采面设计水平的防治水对策。     

Numerical simulation on tendency mining fracture evolution characteristics of overlying strata and coal seams above working face with large inclination angle and mining depth

In order to master the tendency mining-fracture-evolution characteristics of overlying strata and coal seams above working face with large inclination angle and mining depth in mining process, the 1221 working face in Zhao mine is selected as the engineering background and a mathematical model is established. The displacement variation, stress and strain of overlying strata and coal seams are simulated by using ANSYS software. In the mining process, the movement characteristics, displacement variation laws and fracture evolution characteristics of overlying strata and coal seams above working face with large inclination angle and mining depth along inclination direction are discussed. Simulation results show that with the advance of working face, the fracture development of overlying strata and coal seams is larger and larger; the area of gob is gradually expanding and the transverse stress of overlying strata and coal seams is also expanding. Stress contour of overlying strata and coal seams at both ends of gob becomes denser and denser; the activity of the overlying strata and coal seams near the up-roadway side of the gob is violent. The pressure relief zone is formed in the upper part of the strata and the roof above the gob. Large inclination angle of coal seam results in larger supporting pressure in the underside of the gob and smaller supporting pressure in the upper side of the gob. Along the inclination direction of the working face, the pressure relief zone is mainly concentrated in the outlet roadway of the working face; the fracture development and strata separation are obvious, which offer good passage for gas flow and migration.