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。      

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。     

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。     

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。     

沿空留巷不均衡承载特征探讨与应用分析

考虑到沿空留巷围岩应力环境和结构特点,阐述了沿空留巷不均衡承载特征,将沿空留巷基本顶简化为巷旁支护体及实煤体帮共同承载的力学模型,定义实煤体帮承载与巷旁支护体承载比值为沿空留巷不均衡承载系数,得到了不均衡承载系数的计算公式,并分析了不均衡承载系数的影响因素及其变化规律。研究结果表明:实煤体弹性模量和直接顶损伤变量与不均衡承载系数呈正相关;巷旁支护体弹性模量、直接顶弹性模量、巷道宽度、巷旁支护体宽度和实煤体帮支护强度与不均衡承载系数呈负相关。在此基础上,依据沿空留巷不均衡承载系数的变化规律,设计了柳家庄煤矿4211回风平巷沿空留巷围岩控制方案,并通过数值计算和现场矿压监测的方法,验证了高水材料巷旁充填沿空留巷围岩不均衡承载特征。研究成果已成功应用于大采高沿空留巷。     

深部大采高沿空留巷围岩结构沉降破坏与控制

为了解决深部沿空留巷围岩控制难题,选取邢东矿(埋深850 m)1126大采高工作面沿空留巷为研究对象。采用UDEC模拟分析关键块B不同下沉量围岩的响应特征。结果表明:1实体煤帮偏应力峰值和位置与关键块B下沉量呈线性关系增大且向深部转移;2实体煤帮深部变形对关键块B下沉量的响应较弱,愈靠近煤帮表面其敏感性越强,深浅部围岩位移有明显拐点;3顶板下沉量、帮变形量与关键块B下沉量呈正指数关系;4随关键块B下沉,实体煤帮的破坏形式经历了从不稳定三角块滑落→X共轭破坏→双X共轭破坏过程。认为:1巷旁采空区充填可有效限制关键块C下沉对块体B的带动作用;2钢管混凝土支架可适应关键块B的下沉特征,具有较强的抗压缩和弯曲特性;3高性能、高预紧力锚杆可更好地提高锚固体承载和抵御变形能力;4顶桁架锚索可以锚固在关键块B上,锚固基础稳固可靠;帮锚索可以穿越帮潜在滑移面,锚固在位移拐点内的锚固区内,限制帮结构性滑移。基于此提出了巷旁采空区充填+钢管混凝土支架+顶桁架、帮锚索+高强高预紧力锚杆联合控制方案;沿空留巷完成30 d后围岩趋于稳定,顶底板和两帮最大相对移近量分别为613 mm和374 mm,实现了深部大采高沿空留巷围岩的有效控制。     

坚硬顶板强矿压动力灾害演化机理与超前区域防治技术

工作面上覆坚硬顶板往往不易垮落,破断后易形成动压灾害。以神东矿区布尔台煤矿为背景,针对典型坚硬顶板造成的强矿压动力灾害问题,采用数值模拟、理论分析的方法分析并揭示坚硬顶板弱化前后的应力演化特征及顶板破断机理,提出超前区域防治技术并应用于现场实践。结果表明:坚硬顶板破断演化特征分为3个阶段,即“长悬臂梁”阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,其中“长悬臂梁”阶段支架上方顶板应力显著增大至6.8 MPa,破断前支架上方顶板应力为破断后的2倍,其临界破断产生的应力释放是引起强矿压的根本原因,这也是弱化改造控制的主要阶段。基于坚硬顶板灾害发生机理,提出“广域大空间”超前区域防治技术,阐述了绿色、精准、广域的防治优势,以及钻孔轨迹控制、封孔质量控制、多孔联动效应的关键技术及治理评价体系。结合数值模拟进一步验证防治技术的可靠性,当“长悬臂梁”结构弱化后,其破断前支架上方顶板应力为4.6 MPa,降幅32.4%,顶板破断演化特征3个阶段演变为来压前阶段—“砌体梁滑落失稳”阶段—重新压实阶段,弱化后顶板各阶段支架上方顶板应力降幅达到32.4%~79.4%,表明预成裂隙弱面和降低坚硬层完整性能够有效改变顶板破断结构,显著降低来压强度。实践表明:压裂过程产生多次压降,降幅均达到3 MPa以上,探测裂缝发育长度达到30 m以上,压裂前后工作面周期来压步距降幅44.9%,支架来压载荷降幅18.1%,治理效果良好。研究结果可为类似矿区动力灾害治理提供借鉴。      

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。     

急倾斜煤层工作面下端头区巷旁充填技术研究

采用理论分析与实践、实测相结合的方法,对急倾斜煤层工作面下端头区沿空留巷技术理论及系统工艺问题进行探讨,弄清了充填体受力的影响因素,提出了急倾斜煤层巷旁充填工艺系统。研究表明,急倾斜煤层巷旁充填体承载受采空区矸石有效充填长度、煤层赋存倾角、充填体筑设宽度以及煤岩赋存厚度的影响,受顶底板锚索安设的影响较小;单轴压缩条件下矸石碎块的承载变形规律呈阶段特征,且每一阶段内的应力-应变近似呈线性关系;充填体的承载与变形随着距离工作面位置的不同具有阶段特征,距离工作面煤壁越远,充填体承载变形率越小;以七台河新强煤矿生产实际为背景,现场实践证明,急倾斜煤层矸石混凝土充填工艺系统实施方便、操作简单,沿空留巷整体效果较为明显。     

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。     

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。      

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。     

深部采掘扰动区线性切顶防冲护巷技术

采掘扰动是诱发冲击地压灾害的重要因素,深部采掘扰动区域则受冲击与巷道变形的双重威胁,针对该技术难题,本文研究了线性密集切顶防冲护巷技术。基于关键层理论分析了倾斜煤层关键层倾向破断结构特点,表明关键块B的空间状态是控制正在开采的工作面与迎采巷道矿压显现的关键,给出了采掘扰动工况下的最佳关键块断裂线位置。基于COMSOL模拟研究了不同装药直径下的应力峰值分布规律,结果表明:爆破后应力以指数函数形式快速衰减,给出了不同装药直径下应力峰值分布的拟合公式;致裂半径与装药直径呈幂函数的正相关关系;以顶板岩石抗拉强度为指标值,确定了爆破孔直径对应的最优间距。现场设计实施了不同技术参数的切顶方案,结果表明,相比于传统的深孔爆破,线性密集切顶两钻孔之间能够形成贯通裂隙,从而控制关键层的破断方式,因此钻孔间距是影响防冲与护巷效果的关键参数。通过巷道围岩观测与微震监测,表明线性密集切顶技术能够有效减弱迎采巷道的围岩变形,同时降低正在开采的工作面矿压显现与冲击危险性,现场实践验证了理论与模拟结果,可为类似条件工程提供借鉴。     

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。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。     

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。     

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.     

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法（DDARF）对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷--赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率 及裂隙减少率 两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明：采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据 及 两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为 ,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的 仍然是裂隙率最小的 的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆（索）非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。