深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

孤岛工作面底板破坏深度微震测试与模拟分析

针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。      

煤矿深井巷道掘进全过程围岩变形破坏原位测试

传统研究对于煤系地层巷道围岩的变形破坏监测均在掘进面后方进行,无法获得巷道掘进全过程的围岩变形,更缺乏对煤矿深井巷道掘进全过程中围岩变形破坏规律的认识。为此,针对济宁三号煤矿深井巷道,通过超前布置监测断面,首次获得了煤矿深井巷道掘进全过程的围岩变形破坏规律;利用考虑体积应力的改进横观各向同性应变软化模型对巷道开挖全过程的围岩变形破坏特征进行分析。研究结果表明：在济宁三号煤矿七采区巷道地质条件下,浅部围岩的累计变形量和变形速率均大于深部围岩;巷道掘进全过程中,围岩变形随掘进面的推进经历了缓慢增长、迅速增长和变形稳定3个阶段;变形稳定后围岩松动圈深度约为1.0 m;巷道两帮围岩位移与破坏深度均在控制范围内,顶底板围岩破坏相对严重,并给出了相应解决方案。研究成果可为揭示煤矿深井巷道掘进围岩的变形破坏规律以及合理确定支护方案和参数提供重要的科学依据。     

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

巷道断面空间岩层变形与破坏演化特征光纤监测研究

煤层开采过程中巷道围岩会发生变形、移动与破坏,其动态变化特征对巷道设计、支护等技术参数的选择具有重要的参考意义。论文结合淮南矿区某工作面回采进程,在煤巷中布设测试断面,通过钻孔布置分布式光纤传感器,对煤岩层变形与破坏过程中产生的应变参数进行实测与分析,讨论断面空间岩层变形发育规律及其采动影响特征。井下2个监测钻孔的16组监测数据分析结果表明:工作面回采过程中,底板岩层受采动影响发生变形产生位移特征明显,且受岩层界面控制,变形位置多自层面开始逐渐发育,探查区底板岩层破坏的最大深度达14.1 m,与电阻率CT结果基本一致,且超前应力显现明显,整体监测效果良好。认为分布式光纤测试技术可精确分辨采动作用下岩层的变形演化过程,有利于研究不同条件下岩层受力后发生变形及破裂的规律。     

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。     

朱集矿深井软岩巷道大变形机制及其控制研究

为了研究深井软岩巷道大变形机制及其控制对策,以淮南矿业集团朱集矿 885 m东翼轨道大巷为支护工程实践。该巷道为典型的深井高地应力软岩巷道,开挖后围岩表现出强烈非线性大变形特点,变形速率大。首先进行了围岩大变形等级识别,并基于Hoek-Brown弹塑性模型分析了巷道围岩的应力场、位移场,考虑巷道断面形状、围岩强度特征、巷道群扰动等影响,揭示了该巷道的大变形机制。针对 885 m轨道大巷提出了新支护方案,该方案尤其注重底板支护和底角抗剪支护。数值模拟和现场监测表明,该支护方案取得了良好效果,是一种有效控制深井软岩巷道大变形的支护方法。     

厚煤层综放双巷工作面巷间煤柱尺寸研究

为解决厚煤层综放双巷布置工作面巷间煤柱的留设问题,以某矿四盘区4301工作面运输顺槽与辅助运输顺槽之间的煤柱为工程背景,首先对巷间煤柱进行理论分析:一次采动影响后将巷间煤柱沿倾向划分为采动影响区、相对稳定区和锚杆支护区,应用极限平衡理论分析得出了一次采动影响区的宽度为2.82 m,进而得出巷间煤柱的宽度为7.83 m。其次,应用数值模拟的方法系统地分析了宽度分别为4、6、8、10、12、15、20 m时,在两次采动影响下巷间煤柱的应力演化、破坏、巷道围岩变形规律;一次采动影响后,随着煤柱宽度增大,髙应力由实体煤向煤柱内转移;给出了最大临界尺寸、最小临界尺寸的定义,并指出巷间窄煤柱宽度应小于最大临界尺寸。综合分析数值模拟研究结果,同时结合理论分析结果及煤柱留设原则,最终确定巷间煤柱宽度为8 m。最后,通过现场工程实践验证了所确定的巷间煤柱宽度的合理性。研究结果对类似条件下综放双巷布置工作面巷间煤柱宽度的确定具有参考意义。     

深部采动覆岩移动变形致灾的试验分析

针对深部开采条件下覆岩移动变形引起的安全问题,采用理论分析、相似材料模拟试验结合的方法,通过监测相似材料模拟深部煤炭开采过程中覆岩位移、应力变化情况及覆岩的断裂破坏、弯曲和移动变形的过程,对比分析了采场覆岩体的移动变形、应力场演化过程和采动应力的影响区域.试验结果表明:在深部倾斜煤层开采过程中,沿着采煤工作面形成了应力升高区、应力降低区和原岩应力区;对孤岛工作面进行开采时,新旧采空区容易因上覆岩层的垮落塌陷连通成整体,极易发生矿井动力灾害;布置孤岛工作面的巷道位置时建议考虑布置在采空区的应力降低区内,并且煤柱宽度不应大于10 ～ 12m,最佳选择为6～8m.     

基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。      

辛安煤矿1402工作面临空窄煤柱采掘响应及动态加固

随着我国煤炭资源去产能整合煤矿的增多,复采工作面临空窄煤柱采动失稳问题日益凸显,已严重制约矿井安全高效生产。为此,针对辛安煤矿复采1402工作面辅运巷道5号钻场临空窄煤柱稳定性控制的工程难题,运用数值模拟与理论分析相结合的方法,探究5号钻场临空窄煤柱稳定性采掘扰动响应特征,提出5号钻场临空窄煤柱动态注浆加固技术方案并开展现场应用和效果检验。研究结果表明:1402工作面辅运巷道掘进对5号钻场临空窄煤柱稳定性影响较小;在1402工作面回采期间,距5号钻场18~6 m范围,临空窄煤柱集中垂直应力由非对称马鞍形分布逐渐过渡为拱形分布;距5号钻场6 m时,临空窄煤柱承载叠加垂直应力超过煤体强度,塑性区完全贯通,极易破坏失稳;现场采用MP364型注浆材料及专用注浆设备对5号钻场临空窄煤柱前后5 m区域进行加固,动态注浆始终超前工作面10 m,通过深孔窥视和气体监测手段验证临空窄煤柱良好的封堵固化效果,保障了工作面安全回采,为我国整合矿井类似条件下煤柱稳定性控制提供借鉴和参考。移动阅读      

Research on reasonable coal pillar width of roadway driven along goaf in deep mine

Driving roadway along a goaf is commonly adopted for mining face of thick seam in a deep mine. Determining a reasonable width of coal pillar is a key scientific problem for driving roadway along a goaf in a deep mine. The paper took a roadway driven along a goaf at Zhaolou coal mine which is a typical kilometer-deep mine in China as engineering background. Field monitoring, model test, and numerical experiment are conducted. Stress and displacement evolution mechanism are analyzed with different pillar widths. The test results show that with the increase of coal pillar width, the peak stress value at the coal pillar working slope and integrated coal beside the roadway increases firstly and then tends to be stable, its position is transferred to the side of the roadway, and the deformation of coal pillar decreases gradually during roadway excavation. The coal pillar deformation and roadway vertical displacement increased as the coal pillar width increases under high abutment pressure. In order to reduce the waste of non-renewable resources and meet the requirements of bearing capacity and stability of coal pillars, a method is proposed for setting a reasonable width of coal pillars and the specific width of coal pillars is designed and applied in engineering practices based on the above research. All the tests are significant in the study of driving roadway along a goaf in a deep mine.     

考虑围岩应变软化及采空区接触的深部煤层底板破坏分析

为研究深部煤层开采底板破坏形态,提出考虑围岩应变软化和采空区接触的FLAC3D有限差分数值方法,以河北开平煤田林西矿2023工作面底板实测导水裂隙带为工程背景,结合朗肯土压力理论定性分析,研究深部煤层底板破坏特征。结果表明:采用应变软化本构关系代替常用摩尔–库伦本构关系能够对围岩塑性破坏后的力学状态更准确表述;采用“应变软化–空–弹性”模型转变的方法,达到模拟采空区顶板垮落后应力传递的效果,弥补了以往煤层开采模拟中采空区垮落后顶底板不接触的固有缺陷;通过采空区顶底板接触与否条件下应力、位移的对比,发现采空区是否接触对数值结果影响巨大,突出考虑采空区接触的必要性;根据模拟结果中塑性剪切应变率的变化,实现了底板滑移面的三维显示,形态为斜向采空区的半包围面状结构;结合朗肯土压力理论将底板塑性区与主动区、过渡区和被动区对应,3个区破坏形式分别为剪切破坏、剪切破坏、拉张与剪切的交互破坏。提出的考虑围岩应变软化及采空区接触的FLAC3D数值方法对煤层开采模拟实现了优化,并可为其他大变形后需考虑接触的工程模拟提供参考。      

准格尔煤田特厚煤层开采底板破坏特征综合测试研究

鄂尔多斯盆地准格尔煤田某矿石炭-二叠系6煤层为特厚煤层,平均可采厚度17.0 m,其底板受到灰岩水的威胁。针对这种情况,现场采用分布式光纤传感及跨孔电阻率CT原位综合测试技术,先后获得了采动过程中多个工作面底板破坏应变场及地电场响应特征数据。结合岩样加载变形破坏的判别阈值参数及探测实践,对采区内4个工作面底板测试数据进行综合分析,获得了区内底板岩层破坏空间特征及其规律认识。分析认为底板破坏在垂向上具有明显的分带性,采区工作面底板破坏深度在7.2~16.5 m,主要破坏层位在细砂岩以上层段,扰动影响最大深度在33 m左右,主要扰动层位在砂质泥岩以上层段;底板破坏在横向上具有超前性,超前距离在25~60 m范围;区内工作面底板破坏特征具有一定的相似性,动压影响下的底板损伤程度在空间上呈东北区域浅、西南区域深的分布规律。原位测试所获得的数据对区内6煤层水害防治及安全开采具有指导作用。      

超长工作面过大断面空巷三维应力演化及综合治理技术

为解决超长工作面过大断面空巷极易发生片帮和大面积冒顶等难题,以晋城成庄矿某超长工作面为背景,建立大断面空巷的三维模型,将工作面顶板划分为煤柱顶板、空巷顶板和待采区顶板3部分。通过理论分析,推导了煤柱失稳的判据,并利用FLAC3D数值模拟分析了大断面空巷顶板应力演化过程。结果表明:煤柱宽度W≤40 m时,工作面超前支承应力与空巷超前支承应力在煤柱上叠加,煤柱开始发生塑性变形;W≤10 m时,煤柱顶板应力逐渐达到峰值16.6 MPa,煤柱发生破坏并失去承载能力,工作面超前支承应力向待采区转移,空巷顶板应力达到峰值12.7 MPa。根据空巷顶板应力演化规律,确定高水材料充填支柱支护的合理强度及空巷两帮煤壁注浆加固的时机,辅以空巷锚索梁补强,提出了大断面空巷综合治理措施,现场应用效果良好。