深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100～250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100 m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。     

大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。     

锚网(索)支护煤巷顶板离层临界值分析

顶板离层是开采过程中巷道矿压显现的主要表现形式之一。离层值的大小不仅和煤层赋存条件及开采技术条件等自然因素有关,而且和巷道的尺寸、支护方式以及支护强度等直接相关。在深入分析现场顶板离层监测手段和所存问题的基础上,对锚网巷道、锚网锚索联合支护巷道的顶板离层临界值进行了系统的分析。     

复用回采巷道护巷煤柱合理宽度研究

为解决高瓦斯工作面双U型巷道布置中煤柱损失大、相邻工作面复用回采巷道维护困难的难题,综合采用理论分析、数值计算和现场试验的方法,研究得到煤柱宽度对相邻两工作面之间煤柱内复用巷道围岩应力分布和变形特征的影响规律：随着巷道一侧煤柱宽度的增加,巷道围岩垂直应力峰值向一侧移动,并逐渐远离巷道;当巷道一侧煤柱较小时,巷道以窄煤柱帮变形和顶板下沉为主,随着煤柱宽度增加,底鼓增大并成为巷道主要变形。以煤柱内应力峰值比值为指标,分析煤柱宽度与巷道稳定性的关系,并将不同宽度煤柱进行了稳定性分区。研究成果成功应用于工程实践,为类似条件下巷道布置提供依据。     

宁东鸳鸯湖矿区红柳煤矿顶板砂岩突水机理分析

宁东鸳鸯湖矿区地处西北干旱地区,但其红柳煤矿1121综采工作面在初采期却经历了4次较大规模的突(涌)水,最大突水量达3 000m3/h,工作面被迫两次停产.通过对采场水文地质条件及覆岩离层分布规律的深入分析研究,可以认定该工作面的周期性突水为煤层开采后顶板砂岩中聚集的离层水所致.在此基础上,总结了开采过程中对煤层顶板砂岩含水层离层水进行有效疏放的方法与成功经验.该研究对宁东鸳鸯湖矿区及其他开采侏罗系煤层矿井的防治水工作具有同等重要意义.     

深部开采覆岩应力变化规律模拟实验研究

为了研究深部开采条件下覆岩结构运动所引发的动力破坏特征及巷道围岩中采动支承压力分布规律,以某矿20180工作面覆岩为研究对象,通过相似材料模拟实验,得出了深部开采条件下覆岩应力变化规律。结果表明:顶板垮落规律显著,初次来压步距较长,周期来压步距基本相似;开采过程中底板与顶板支撑压力是动态变化的,并具有同步性;随着顶板岩层高度的增加,应力集中系数逐渐减小。根据底板和顶板的应力变化规律,将底板和顶板划分为五个区域,为深部开采条件下工作面巷道超前支护,采空区瓦斯抽放及矿压控制提供可靠理论依据。     

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。     

无人工作面开采坚硬顶板冲击运动的3DEC数值模拟研究

分4个阶段模拟了无人工作面开采坚硬顶板采场顶板的运动规律.第1阶段,坚硬顶板的悬而不落是下一区段无煤柱开采的隐患.开采范围达到8 000 m2时的第2阶段,采场坚硬顶板的冲击性垮落,使工作面前方煤体及巷道既已形成的高应力区骤然释放.开采范围继续扩大的第3阶段和第4阶段,坚硬顶板从整体大范围冲击性运动向周期性分段运动转化.北京矿务局木城涧煤矿无人工作面坚硬顶板在采场面积约为8 000 m2的初次冲击性垮落,验证了3DEC理论研究结论,其强制放顶等防冲措施实施的最佳时机为第2阶段的开采活动结束之前.     

淮南矿区地应力条件及其对煤层顶底板稳定性的影响

通过现场地应力测量和理论分析以及数值模拟计算,研究了淮南矿区地应力分布规律,探讨了圆形硐室围岩应力分布和不同侧压下回采工作面顶板稳定性分布。研究结果表明:淮南矿区原岩应力主要表现为自重应力场,除局部构造应力集中外,不存在高构造应力;区内侧压力系数λ值一般为0.49~1.49,平均为0.92,并且与测点距地表深度有一定的趋向性,表现为在浅部λ值较大,变化范围也大,而在深部λ值渐小,变化范围也缩小;回采工作面顶底板稳定性与侧压系数λ的大小密切相关,且随侧压系数λ的增大,顶板垂直位移减小,顶板岩层易于形成结构平衡而保持稳定,但底板垂直位移量增大,且易于形成底鼓破坏。这些认识为研究区煤层顶底板岩层支护控制提供了科学依据。      

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.     

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。      

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.     

Bearing Capacity of Backfill Body and Roof Stability During Strip Coal Pillar Extracted with Paste Backfill

2351 working face with paste backfill method of Daizhuang coal mine in eastern China is selected as engineering background, bearing characteristics of backfill body and supporting intensity of hydraulic support during coal pillar mining with paste backfill are researched. Researches show that: Even if the confining pressure is only 1 Mpa, the paste backfill material shows typical plasticity hardening. The overlying strata of working face with paste backfill method include fractured zone, continuous deformation zone, don’t include caved zone. The distribution of vertical stress above the backfill body is not a horizontal line nor presents saddle-shaped, but presents a wave distribution. The stress above backfill body does not appear abrupt change but tends to be increasing at first and stable at last. The mechanical model of roof stability during coal pillar mining with paste backfill is built, and the mechanics related formula of supporting intensity is also concluded. The hydraulic supports used in 2351 working face can control the roof subsidence effectively, but the efficiency of hydraulic supports is lower, which should be optimized properly.     

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      

Pressure-Relief Mining of the Working Face Under the Coal Pillar in the Close Distance Coal Seams

Intensive strata behaviors are generated when the No. 8707 working face of the 8# coal seam in a coal mine is advanced by way of the pillars left over of the upper part of 7# close distance coal seam. The theoretical analysis, numerical simulation and filed measurement were utilized to obtain the rule of the stress change when the 8707 working face of the 8# coal seam passes the pillars left over of the 7# coal seam. Meanwhile, a pressure-relief mining (PRM) technology was put forward. According to the research results, when the 8707 working face in the 8# coal seam was advanced to the position that was 20 m in front of the pillar left over, the abutment pressure reached the maximum for 26 MPa and the stress concentration factor was 3.25, which was likely to give rise to the rock burst. With the advance of the working face, the abutment pressure was reduced slowly. As the 8707 working face advanced 15 m away the pillar left over, the transfixed shear failure region of 45° was found in the bedrocks of the upper and lower coal seams, which was readily to give rise to the shear rupture, leading to the rock burst. Based on the aforementioned research, this research carried out the PRM by applying the hydraulic fracturing technology on the coal roof and pillar, which can ensure the safety and efficient mining of working faces.     

彬长矿区软底巷道变形特征及影响因素分析

通过对蒋家河煤矿ZF1404工作面巷道变形特征的分析,初步总结出了彬长矿区巷道变形的影响因素:应力场的不均衡分布为控制因素;软岩底板、厚度不均、埋深较大和倾角较小为内在因素;矿山压力、顶板淋水和软岩遇水膨胀为直接因素;采动影响为间接因素。变形严重区位于赵坡向斜轴部及两侧。结合实际生产过程中采取的巷道维护措施,认为合理规划采掘布局和采掘接替、合理留设护底煤、不同区段采取不同的支护措施、及时抽排工作面涌水等治理措施能有效防止软底巷道变形,确保该工作面正常安全生产,具有一定的借鉴意义。      

综采工作面回撤巷强矿压显现机理及控制技术

为保障厚煤层综采工作面回撤巷的安全使用,以鄂尔多斯纳林河二号井31102工作面回撤巷强矿压显现为背景,通过现场监测与理论分析相结合的方法,对厚煤层综采工作面开采过程中回撤巷强矿压显现进行研究。结果表明:厚煤层综采工作面回撤巷强矿压显现,主要为工作面采动引起的超前支承压力、相邻采空悬顶引起的双向支承应力,以及回撤巷开掘引起的静载三者耦合作用的结果。根据强矿压发生机理,提出回撤巷道及相邻巷道钻孔卸压和补强支护相结合的控制方案,使其处于“强支、强卸”状态。在相邻31103工作面回撤巷实施强矿压控制技术,通过现场观测和数据分析,表明强矿压控制技术效果良好,可有效保障回撤巷的安全使用。      

井下单极——偶极直流电透视原理及解释方法

简要了采煤工作单极－偶极直流电透视原理和解释方法。正演结果表明，垂直，平行有－－偶极两种方法均能有效突出工作面顶、底板围围的影响，而压制煤层的影响，为大水煤矿有的放矢地探测工作面顶、底板内的含水、导水构造提供了一种新方法。