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。      

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。     

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。     

上覆硬厚岩层破断运动及断顶控制

硬厚覆岩的破断与结构将发生显著的变化。针对汝箕沟煤矿二2煤层上覆厚层石英砂岩条件,采用现场实测、数值模拟、理论分析及现场试验等方法,研究了硬厚覆岩裂隙发育特征、破断运动、矿压显现特征及断顶控制技术,为硬厚覆岩工作面灾害防治提供了依据。研究表明,硬厚石英砂岩的微观结构致密完整,呈现大面积悬空、大步距破断运动,引起强烈的支架动载,甚至导致工作面风流逆转、沟通上部采空区隐形火区;硬厚岩层破断运移后产生明显的离层空间,并在开切眼上部和工作面上部及采空区中部形成覆岩主裂隙带,且发育高度大于经验计算数值,甚至与上方采空区沟通诱发灾害;实施开切眼深孔断顶爆破及降低工作面采高,有效缩短了硬厚岩层的初次破断步距,降低了支架动载及主裂隙带高度。     

孔槽式圆盘破坏特性与裂纹扩展机制颗粒流分析

基于室内岩石类脆性材料圆盘试样巴西试验结果,利用颗粒流程序（PFC）,获得一组能够反映其力学特征的细观参数。在此基础上,对孔槽式圆盘试样进行巴西试验模拟,分析了裂隙倾角和半径比变化对孔槽式圆盘试样力学参数和裂纹扩展规律的影响。孔槽式圆盘试样力学参数显著低于完整圆盘试样,降幅与孔槽几何参数密切相关。劈裂荷载随裂隙倾角的增大呈非线性变化,而随着半径比的增大呈近似线性减小规律。通过分析认为,在试验模拟范围内保持半径比不变,当裂隙倾角较小时,孔洞是主裂纹起裂的主要诱因;裂隙倾角较大时,裂隙成为主裂纹起裂的主要诱因。保持裂隙倾角不变,当半径比较小时,裂隙是主裂纹起裂的主要诱因;半径比较大时,孔洞成为主裂纹起裂的主要诱因。最后,从细观层面探讨了孔槽式圆盘试样裂纹扩展机制。     

顶板诱导崩落爆破效果的全景探测与评价

基于连续采矿的顶板诱导崩落技术,采用预裂爆破控制裂隙发展区间,强制崩顶爆破诱导顶板围岩裂隙发育、扩展,从而诱导顶板致裂失稳的可控崩落。然而在地下采空区顶板诱导致裂失稳崩落处理采空区过程中,预裂与崩顶爆破效果具有极大的隐蔽性,难以进行直观可视的评价。采用钻孔摄像系统,利用前视与全景可视技术,对顶板诱导爆破前钻孔形态和爆破的效果进行了探测,特别在爆破后的全景钻孔摄像,数字化描述了钻孔的裂隙特征,并通过钻孔摄像的图片分析评价了顶板诱导崩落爆破效果。全景探测的结果表明：（1）预裂爆破在顶板岩体中形成了清晰可见宽为20～40 mm的预裂缝,炮孔底部存在半个孔壁的预裂特征。（2）顶板围岩中产生了大量的次生诱导微裂隙带,裂隙交错呈“X”型,并且原生裂隙得到了扩展。（3）顶板诱导爆破实施后爆堆形状良好,大量裂隙发育以及碎裂岩体结构的形成有利于顶板的诱导可控崩落。     

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。     

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。     

近直立特厚煤层深孔爆破防治冲击地压效果检测

为了对近直立特厚煤层冲击地压进行防治,采用地面岩柱深孔爆破方法对煤层间岩柱进行预裂爆破,并采用地面EH-4探测法和井下瞬变电磁探测法对爆破前后岩柱体的物理力学结构进行探测,对卸压效果进行分析。EH-4探测表明,深孔爆破后岩柱结构破坏明显,在+550~+650 m水平范围时,岩柱体的电阻率等值线由近直立向近水平发育,视电阻率值主要集中在150~250 Ω·m,明显高于未爆破区域;井下瞬变电磁探测表明,深孔爆破后岩柱裂隙增大,探测区域前方20~90 m,视电阻率值从爆破前的25~86 Ω·m增加到爆破后的84~216 Ω·m,出现高阻异常区域。深孔爆破后岩柱破碎效果较好,岩柱体内积聚的弹性能得到释放,卸压效果明显,有效降低了冲击地压发生的危险性。      

基于扩展有限元分析的页岩水力压裂裂缝扩展规律探究

水力压裂是开采地下页岩气资源的有效技术手段,探究页岩水力压裂裂缝的扩展规律,可为页岩气的高效开采提供科学的指导依据。通过运用大型有限元软件ABAQUS中的扩展有限元模块,针对不同地应力差工况条件下均质页岩中初始裂缝的位置、方位角、数量和含层理页岩中层理的构造方向、内部倾角、岩性对水力裂缝扩展的影响进行探究。结果表明：对于垂向扩展的水力裂缝,水平主应力增大使裂缝更不易扩展,裂缝扩展长度减小、起裂压力增大;在注液体积流量相同时,向初始裂缝两端同时起裂所形成的水力裂缝长度大于仅向一侧起裂;当初始裂缝处于页岩中部且呈45°方向时,裂缝会向最大水平主应力方向偏转,且偏转程度随最大水平主应力的增大而增大;分时多簇压裂时,裂缝间的扩展会相互干扰,且会较大地影响裂缝扩展的形态和起裂压力,但对裂缝注液点裂缝宽度的影响较小;对于含水平和竖直构造层理的页岩,改变层理内部倾角,水力裂缝会出现不同程度偏转,且其偏转程度随着层理内部倾角的增大而减小;对于含45°方向构造层理的页岩,水力裂缝在层理分别为砂岩、煤岩和泥岩中的偏转程度依次增大,且裂缝偏移比随着最大水平主应力的增大而增大。     

顶板诱导崩落模式选择时变数值分析

顶板诱导崩落是一种新的空区处理技术,其实施效果与诱导崩落施工路径、方法和顺序有关,同时矿岩体作为一种弹塑性体,具有非线性时变力学特征。运用时变力学的基本理论,建立了顶板诱导崩落的时变力学有限元基本方程。针对大厂铜坑矿92号矿体试验采场的地质特征,构建了顶板诱导崩落的时变力学有限元模型,采用多步骤开挖模拟两种不同顶板诱导崩落模式,研究两种不同工序的顶板塑性区发展、东西预裂与崩顶硐室的位移及其安全系数,分析了其对采场的综合效应。结果表明,先预裂后崩顶的顶板诱导崩落模式有利于顶板崩落诱导,并综合考虑诱导崩落效果与作业安全,建议采用先预裂爆破后强制崩顶的微差爆破一次成型工艺。     

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。     

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。     

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.     

新疆雨田煤矿3-3号特厚煤层综采放顶煤条件下坚硬顶板处理技术

新疆托克逊县雨田煤矿含煤地层为侏罗系下统八道湾组,3-3号煤层厚度大、结构简单,为该矿的主采煤层。由于受坚硬顶板条件的制约,一直沿用"刀柱式采煤法",不仅回采率低,同时存在重大的安全隐患。根据煤层顶板物理力学性质测定结果,结合矿井3-3号煤层的赋存条件,确定工作面的顶板管理采用"超前工作面深孔预爆破控制坚硬顶板"的方式。该技术有效的提高了回采的安全性,顶板基本随采随冒,工作面无明显冲击来压现象,支架载荷变化平缓,资源回收率大幅提高。     

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。      

大直径高位定向长钻孔瓦斯抽采技术及实践

针对高强开采井田王家岭煤矿综放工作面瓦斯涌出量大、上隅角瓦斯积聚问题,基于岩层控制关键层理论,对顶板垮落走向与倾向采动裂隙发育进行研究。采用数值模拟的方法研究采空裂隙随工作面推进的演化过程,分析顶板裂隙发育高度,确定大直径高位定向长钻孔最佳布孔层位及钻孔结构,并进行工程实践。结果表明,依据关键层理论计算及采动裂隙数值模拟预测层位布设大直径高位定向长钻孔,抽采效果较好,单孔最大抽采纯量2.10 m3/min,最大抽采体积分数31.39%,4个定向长钻孔累计抽采瓦斯纯量28.99万m3,工作面上隅角瓦斯体积分数最低下降至0.46%,瓦斯治理效果显著,解决了上隅角瓦斯超限问题,保障了工作面的安全回采。