Investigation into the Behaviour of a Support System and Roof Strata During Sublevel Caving of a Thick Coal Seam

Monitoring of strata control parameters and behaviour of a powered support was carried out during an experimental trial of a mechanized longwall sublevel caving face for exploitation of a 7.5m thick coal seam. Field observations indicated that the requirement of support density for underwinning of top coal by sublevel caving under intact strata is different from that for underwinning under broken and fractured rock mass. Analysis of the leg closure observations and support resistance variations during different mining cycles showed rapid increase of the setting load density of the support in relation to the yield load density. This resulted in a large amount of leg closure during mining cycles of the sub level caving face under broken rock strata. Due to operational constraints, the field observations could not provide enough information to visualize the behaviour of the overlying rock strata. Simulation of the field conditions was therefore performed on a physical model to bridge this gap of information. Results of laboratory investigations on the physical model are combined with those of the field to explain the critical behaviour of the support system during sublevel caving under broken rock strata.     

多煤层开采覆岩破断过程的模型试验与数值模拟

首先分析了研究区煤矿山西组煤层剖面和水文地质特征,针对多煤层联合开采的特点和覆岩的工程地质特征,采用工程地质力学模型实验、数值模拟计算相结合的综合研究方法,分析了多煤层开采的采动影响及岩层动态断裂机理,得出了有关岩层移动参数和多层煤同采时应力分布状态,计算得到了多煤层开采垮落带与导水裂隙带的发育高度分别为32m和81.5m,导水裂隙带高度影响范围已经达到风化带,未形成切冒,局部穿透粘土层。     

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。     

Seismic identification of geothermal prospecting in Harrat Rahat,Northern Arabian Shield

Influenced by mining activities in adjacent coal seams, stresses on rocks surrounding roadway were redistributed, and the roadways in lower coal seam were subjected to the asymmetrical roof falling and roof sagging. Considering stresses effect on the plastic zone around the roadway, numerical models were carried out by FLAC to investigate plastic zone with respect to stress ratio and direction of stresses. The relationship between the properties of surrounding rock and plastic zone boundary was also investigated by another numerical model and analytical study, whereby the tailgate stability of panel 30,501 in Tashan coal mine was implemented. It is shown that the rocks surrounding a roadway in the lower coal seam were subjected to unequal stresses, and the principal stress direction was deflected from the original direction. High stresses and big stress ratio can produce butterfly-shaped or X-shaped plastic zone. The direction of stresses was deflected, causing the plastic zone around the roadway to be transferred from the shoulder to the roof of the roadway. Consequently, asymmetrical stresses produce asymmetrical plastic zone. On this basis, the tailgate should be assigned conditions of the stresses and stress ratio at a low level. In this way, the tailgate was arranged at the position where the horizontal distance from the roadway in the lower seam to the centre line of the coal pillar in the upper seam (x) is 52.5 m, and was stable relatively.     

A RBFNN-based method for the prediction of the developed height of a water-conductive fractured zone for fully mechanized mining with sublevel caving

The movement and failure of overlying strata induced by underground coal mining cause “three zones,” including the caving zone, the water-conductive fractured zone, and the sagging zone from the bottom up. For knowledge about the height of the water-conductive fractured zone, there has been no empirical or theoretical formulae for thick coal seam using fully mechanized longwall mining with sublevel caving. This paper presents a methodology of determining the height of the water-conductive fractured zone based on the radial basis function neural networks (RBFNN) model in MATLAB software. Before modeling, the relationship between the height of the water-conductive fractured zone and mining thickness, the lithologic character of the overburden and its composite structures, and workface parameters was studied. After that, 32 and 7 measured data were used as training and testing samples, respectively. It has been found that the average relative error is 6% and the maximum relative error is 10% for 7 test samples by comparing actual results with predicted results. The model was applied to the no. 31503 workface in the Gaozhuang coal mine for safety evaluation. The predicted value is 59.6 m, and the measured value is 55.9 m. The RBF-based model shows much better performance than empirical formulae in the Regulations for Coal Mining and Coal Pillar Design under Buildings, Water-bodies, Railways and Main Shafts for the prediction of the height of the water-conductive fractured zone for fully mechanized mining with sublevel caving.     

条带法在底板承压水上采煤中应用的数值模拟研究

近年来,条带法被用来作为承压水上采煤的主要采煤方法。针对承压水上采煤问题,应用流固耦合原理,将孔隙介质中孔隙压力与应力建构在统一的本构模型中,平行计算应力场与渗流场,其实质是煤岩体体积应变对孔隙的影响通过流动本构定律加以反映;反之孔隙压力的变化可引起煤岩体变形。应用FLAC有限差分软件对条带式和长壁式采煤方法的应力发展和岩体破坏情况进行模拟并进行比较分析,证明条带法在降低由采动引起的应力影响范围和程度,从而减小煤层底板破坏程度和范围(主要是深度)的有效性,为合理确定承压水上采煤的开采方案提供了理论依据。     

孔中瞬变电磁法在综放工作面底板破坏深度探测中的应用研究

鄂尔多斯盆地准格尔东部煤田石炭?二叠系 6 煤层为巨厚煤层,煤层底板面临奥陶纪灰岩含水层威胁尤为突出,由于采动效应的影响会形成底板采动破坏带,可能会形成新的导水通道引起突水灾害。针对底板采动破坏带测试问题,提出采用动源动接收的孔中瞬变电磁法,在采前和采后工作面底板钻孔中获取岩层电阻率特征数据的方法。首先通过数值模拟对比孔中瞬变电磁法在完整和二层岩层模型中呈现的电阻率差异性,验证该方法对二层岩层模型具有较好分辨率;然后在准格尔煤田酸刺沟煤矿6119巨厚煤层综放工作面进行试验,通过探查底板电性差异层得到底板破坏深度,经过验证结果准确可靠。研究表明:孔中瞬变电磁法探测技术与测试钻孔相结合,通过对比采前与采后结果获取了较为准确底板破坏深度,对类似条件下的工作面破坏深度测试提供了一种新的方法。      

基于FlAC（3D）模型的新集一矿岩溶水危险性研究

新集一矿1#煤层为矿区埋深最大的山西组煤层,太原组灰岩含水层是1#煤层开采时威胁最大的含水层。为合理评价1#煤层受太原组灰岩突水的威胁及煤层的可采性,按照煤层底板隔水层厚度、岩性组合及其力学性质,建立了FlAC3D模型。通过该数值模型对1#煤层进行模拟40m、80m、120m三次开挖,并用顶底板岩层的主应力差来反映其所处的变形阶段,分析了顶板来压前后底板的不同应力状态对突水危险性的影响,获得了开采1#煤层的顶板最大悬顶距、底板最大破坏深度等参数,认为开挖长度达到105m时,是最易突水位置,从而为后续详细勘探和工作面设计工作提供了参考。     

无底柱崩落采矿大断面结构参数的数值模拟研究

针对金山店铁矿亟需确定的大断面结构参数问题,采用东北大学研制的SLS崩落放矿模拟系统和ITASCA公司的岩土工程软件FLAC3D,对该矿三期的采场结构参数进行了模拟分析和研究。数值放矿试验表明,崩矿步距对矿石回收指标影响较大,崩矿步距3.5～4.5 m更有利于指标回收,兼顾爆破参数因素时推荐为3.5 m。通过进路群开挖的数值模拟,并对开挖过程围岩的位移、应力和塑性区进行分析,发现开挖后塑性区范围不大,巷道具有良好的稳定性。因此,拟采用的进路参数从矿石回收指标和巷道稳定性方面看是较合理的方案。     

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

大采深工作面煤层底板采动破坏深度测试

针对邢东矿大采深的情况,利用现场底板注水试验对2121工作面底板采动破坏深度进行了测试研究,依据单位注水量的动态变化以及注水孔与采线之间的距离关系,确定了底板破坏深度。试验结果表明:该工作面底板破坏深度为32.5~35m,比300m采深以内的工作面实测深度(9.15~12.0m)增加2倍以上,说明随着开采深度的增加,煤层底板采动破坏深度呈明显增大的趋势,因此,在水压和破坏深度二者同时增加的条件下,2121工作面深部煤层开采的突水危险性远远大于浅部煤层。测试结果为邢东矿大采深工作面的防治水方案的制订提供了科学依据。     

鄂尔多斯临兴西区深煤层地应力场特征及应力变化分析

大小及方向对深部煤层气开发影响显著。以鄂尔多斯东缘临兴西区为对象, 基于实 验测试、井壁崩落法和断层摩擦系数地应力法,分析了三向主应力方向与大小,阐释了基本特征及其空间发育规律。结果显示：8号煤层垂向应力介于44.94 ~ 50.46 MPa,平均48.47MPa;水平最大主应力介于35.16 ~ 44.53 MPa,平均40.62MPa;水平最小主应力介于28.79~39.45 MPa,平均33.02MPa。9号煤层垂向应力介于45.03~ 50.46 MPa,平均48.57MPa;水平最大主应力介于35.33~44.53 MPa,平均40.69MPa;水平最小主应力介于29.01 ~ 39.45 MPa,平均33.11MPa。误差分析显示此地应力计算结果可靠。三向地应力大小与埋深呈正相关关系。在垂向上,三向地应力相对大小表现出明显分带性,即埋深＜1000m左右为Sh＜Sv＜SH为特征的剪切型地应力带、埋深介于1000~1800m 表现为Sh＜SH＜Sv过渡带、埋深>1800m左右表现为Sh＜SH＜Sv为特征的正断型地应力带。在平面上,地应力在平面上总体呈西北部低、中部与南部高、其余地区适中,主要在T-23-2井和T-19井区存在应力低值带。最大水平主应力地应力方向主要以EW-NEE向为主。地应力场的阐释将为研究区深煤层储层物性评价、勘探选区及钻完井工程设计提供地质参考。     

矿井继生充水含水层的涌水特征及其水害防治措施

通过对彬长矿区综采放顶煤工作面煤层赋存条件、裂隙带影响高度与开采工艺的研究,结合生产实践经验,提出了矿井继生充水含水层及离层、裂隙储水空间概念,分析了此类矿井的防治水方法。经综合试验证实了矿井继生充水含水层的存在,实现了井下导排水。研究结果显示：洛河组砂砾岩含水层为主要充水水源,涌水量的大小与开采方式有着密切关系,矿井继生充水含水层是现代采矿工艺下特有的地质现象。     

无底柱分段崩落法采场稳定性分析

无底柱分段崩落法是国内外地下矿山广泛采用的采矿方法。长期以来由于受凿岩、装药以及出矿设备的制约,国内矿山大多采用小结构参数的无底柱分段崩落法,所产生的地压问题十分严重,开采效率低。近年来无底柱分段崩落法朝着增大采场结构参数的方向发展,不但有利于改善采场稳定性,同时还降低了生产成本。因此,开展采场稳定性分析有利于实现安全、高效开采。采用三维有限元方法对10 m×10 m、15 m×15 m、15 m×20 m共3种不同结构参数的崩落法采场进行了数值模拟,对进路开挖与矿石回采两个不同过程的巷道顶板竖直位移、主应力进行分析。数值计算结果表明：进路开挖时15 m× 20 m 与10 m×10 m的结构参数相比较,巷道顶板的竖直位移降低了20.1%,最小主应力下降了约18.8%;开采过程中顶板的竖直位移、主应力值都比进路开挖时小,采场地压得到改善;进路开挖与矿石回采过程巷道顶板的竖直位移和主应力值都随着结构参数的增大而降低。因此,大结构参数能更好地改善采场地压,增强采场稳定性,采用大结构参数的无底柱分段崩落法是安全可行的     

浅析多层采空区的塌陷机理及发展因素

首先对多层采空区的塌陷机理进行了分析,然后分别研究了煤层采出厚度、埋藏深度、覆岩岩性、时间因素及重复采动等因素对多层采空区塌陷的影响。结果表明：冒裂带高度与煤层采出厚度成正比;但是对于多分层开采的特厚煤层或近距离煤层群来讲,其下各分层开采的影响已显著减弱。地表的塌陷影响是随着开采煤层埋藏深度的增加而递减;但是对于开采下部煤层或同一煤层开采下一工作面时,岩层及地袁移动过程比初次采动剧烈,地表移动范围扩大。硕板岩层愈硬,导水破裂带高度愈高;随着开采层数的增加,煤层开采累积厚度也随之增加,但对冒落带高度的影响则愈来愈小。     

ANSYS在煤矿开采数值模拟中应用研究

以典型矿井山东华丰矿、阜新五龙矿和北京大台井为例,利用ANSYS有限元软件,对煤矿开采引起的地表沉陷、冲击地压危险区域确定和俯伪斜采煤法参数优化进行了数值模拟分析.分别针对所处的地质条件和赋煤状况,建立了二维或三维有限元模型,模拟计算了地表沉陷曲线和最大沉陷位置,指出山东华丰矿随开采推进沉陷位移和影响范围将逐渐扩大,最大沉陷位移逐步向开采方向前移的规律,当开采800 m时出现最大下沉速度3.5 mm/d,最大沉陷位移为3.7 m.五龙矿311面当开采100m和400 m时分别由于火成岩墙和应力集中区贯通导致顶板易断裂而极易发生冲击地压事故;大台井俯伪斜采煤法煤层倾角只有在60°～67° 时,推采距离才对煤层顶板法向最大压应力具有明显影响,且顶底板法向最大位移规律为上部位移大于中部位移,西中部位移又大于下部位移,在煤层倾角70°时,工作面超前支撑压力作用范围最小为30 m,而下巷道支撑压力作用范围最大为25 m,巷道数为3时,顶板下巷道超前支撑压力峰值位置为5.3 m.ANSYS计算结果表明,该数值模拟是合理的,与实际情况基本吻合,说明ANSYS在煤矿开采领域是一种有效的数值模拟工具.     

基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究

采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。      

缓倾层状结构高陡采动斜坡变形特征研究

采空区深度、平面位置等控制缓倾层状结构采动斜坡的变形特征,直接影响采动斜坡整体稳定性。近年来,国内外学者针对地下采煤引起上覆岩体变形开展了大量研究,但目前采空区特征对斜坡关键位置的影响作用揭示还不够深入。贵州省发耳煤矿尖山营变形体是典型的缓倾层状结构采动斜坡,具有上陡下缓、上硬下软的特征。文章以发耳尖山营变形体为例,采用地质过程机制定性分析和数值模拟方法研究了多层开采与不同深度单层开采对斜坡变形的影响,揭示采空区宽度、深度及深厚比等参数对斜坡变形特征的影响。结果表明:多层开采导致斜坡坡脚破坏和整体塌陷,引起斜坡产生显著向坡外的水平位移,导致竖向位移远大于煤层开采总厚度;采空区跨越坡脚致使开采深厚比急剧减小,采动裂隙更易扩展至地表,是坡脚附近岩体产生破坏的重要因素;采空区宽度增大、多层采动会显著加剧斜坡变形,采空区深度增加可减小斜坡变形量值,但显著增加变形范围。在地形起伏强烈地区采煤,通过优化工作面布置,防止开采深厚比急剧减小、控制采空区宽度、避免重复采动以及开采更深部煤层对斜坡稳定性有利。     

基于积分变换采场底板应力与变形解析计算

煤层开挖后,采空区卸载的同时侧帮产生支撑压力作用于侧帮底板上,导致底板应力重分布;根据最终应力场由初始应力场与开挖应力场叠加的特点,建立底板岩层的力学分析模型;采用Fourier积分变换方法求解双调和方程,并利用形式函数待定法求解对偶积分方程,得到底板应力场与位移场的解析表达式;然后根据Mohr-Coulomb准则判断底板岩层的塑性破坏深度。通过算例分析结果表明：在采空区底板中主应力随着深度的增加而增大至原岩应力;而在侧帮底板中最大主应力随深度的增加而逐渐减小至原岩应力;在侧帮底板深度小于10 m时,主应力发生旋转, 变为中间主应力并且随深度逐渐减小,当随深度继续增加时又逐渐增大至原岩应力;在采空区的中心发生最大底臌位移为0.236 m,侧帮底板受支撑压力作用产生向下的位移;塑性破坏范围呈中间大两边小,最大破坏深度为31.2 m,为半开挖宽度的1.04倍。最后通过FLAC3D模拟煤层开采,发现两者计算结果虽存在一定的偏差,但总体趋势基本一致,说明该解析方法能较准确地分析底板的应力与位移,可为工程实践提供指导与计算方法。     

水平厚煤层露井联采下边坡破坏特征分析

露井联采模式以前一直被部分有条件的金属矿山和浅埋倾斜煤层矿山的开采所采用,以往在开采浅埋水平厚煤层一般均采用露天或井工方法。近年来,我国重要的煤炭生产基地平朔矿区,就在浅埋水平厚煤层中采用放顶煤与露天联合开采方法,并取得了可观的经济效益。本文针对在浅埋水平厚煤层中采用露井联采的开采方法对露天开采及其边坡稳定的影响进行了详细的分析,提出了存在的主要问题及其研究方法。