沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层力学分析与工程应用

以兴无煤矿厚层直接顶中厚煤层沿空留巷和余吾煤业综放沿空留巷为工程背景,建立了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层力学模型,推导得到了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层量的计算式,确定了充填区域锚索锚固区内外顶板离层量的影响因素及影响规律。结果表明:各支护因素对顶板离层量的影响程度依次是巷内顶板支护强度充填区域临时支护强度充填区域外侧临时支护强度充填区域锚索支护强度实体煤帮支护强度;各几何因素对顶板离层量的影响程度是充填区域外侧宽度充填区域宽度;沿空留巷宽度对充填区域顶板离层影响规律与基本顶在采空区侧侧向破断位置有关。基于此,提出了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层分区分阶段控制对策,并成功应用到兴无煤矿厚层直接顶中厚煤层沿空留巷和余吾煤业综放沿空留巷中。     

复合顶板巷旁充填沿空留巷技术实践

淮南矿业集团顾桥煤矿1115(1)工作面为复合顶板,高瓦斯。为了无煤柱连续开采的需要,提出了在复合顶板条件下巷旁充填沿空留巷技术。通过选择合理的充填材料,对沿空留巷充填设备进行改造,并设计合理的充填工艺及充填布置系统方案,分别对沿空留巷及充填体表面变形、充填体下沉变形及其应力变化等情况进行监测。结果表明,巷旁充填沿空留巷技术能有效地保证复合顶板的稳定,成功控制顶板下沉,适应老顶回转变形的要求。     

深部沿空留巷顶板变形破坏规律及其控制研究

为解决深部沿空留巷顶板变形剧烈问题,采用FLAC3D数值模拟与工程验证相结合的方法,研究了顾桥煤矿1115工作面轨道巷基本顶从掘进到二次采动超前影响阶段运动演化规律。结果表明:①顶板变形在掘进阶段呈对称分布,一次采动超前影响阶段出现向工作面侧旋转的偏态特征,顶板下沉曲线交点的斜率为7.25×10-4,留巷阶段顶板向采空侧回转下沉,此时的交点斜率增长了6倍,偏态效应显著加强,二次采动超前影响阶段顶板下沉曲线交点的斜率比留巷期间增长了3.2倍,偏态效应有所增加,但以平移下沉为主;②顶板变形量随着留巷进行逐渐增加,掘进期间巷道顶板最大下沉量为69.2 mm。以后每阶段较前一阶段变形量增长了0.99倍、0.82倍和2.13倍,可见沿空留巷顶板变形逐渐剧烈,支护难度显著增加,应统筹对沿空留巷进行支护设计;③提出了保证直接顶完整、各阶段逐级强化和减弱顶板变形偏态现象的深部沿空留巷顶板控制原则,经工程验证可实现消弱深部沿空留巷顶板剧烈变形。     

沿空留巷顶板下沉规律及其影响因素分析

针对沿空留巷顶板下沉量大、控制十分困难的问题,在分析沿空留巷顶板下沉规律的基础上,利用能量守恒原理,建立了沿空留巷顶板下沉力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并对顶板下沉的影响因素进行了定量分析和灰色关联度敏感性分析。结果表明：某矿沿空留巷顶板下沉量计算值为371.45 mm,较好地吻合现场测量值,理论计算公式是准确的。顶板下沉随巷道宽度、采高的增加而增大,随直接顶厚度、巷内支护阻力、煤帮侧向支护阻力、巷旁充填体宽度和充填体弹性模量的增加而减小;对沿空留巷顶板下沉的敏感度大小的影响因素依次为采高、充填体弹性模量、充填体宽度、直接顶厚度、巷内支护阻力、巷道宽度、煤帮侧向支护阻力,其关联度分别为0.96、0.73、0.68、0.52、0.28、0.13、0.04。研究结果可为有效控制沿空留巷围岩变形提供依据。     

深井沿空留巷充填区顶板支护技术

针对深井高地应力条件下沿空留巷过程中沿空巷道直接顶顶板松散、破碎、长期大变形的现象,提出了沿空巷道充填区顶板支护成套技术。该技术包括沿空巷道围岩时间、空间非线性变化规律,充填区顶板受力特性和分区域支护。在分析深井巷道围岩运移规律和充填区直接顶受力特性基础上,认为充填区直接顶为顶板控制的关键区域之一。将充填区顶板细化为4部分:实体煤区域,超前撕帮区域,工作面液压支架区域和已充填区域,并分别提出针对性的支护技术。经朱集1111(1)工作面沿空留巷工业实践检验,效果良好。理论成果对于相似条件的工程具有借鉴指导意义。     

窄高水材料巷旁充填沿空留巷围岩偏应力演化及控制

为了解决高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩破坏严重及难以控制的问题,以登茂通公司2202综采工作面1.4m窄高水材料巷旁充填沿空留巷为工程背景,基于实验室实验测试了水灰比为1.6∶1高水材料的强度特征,通过数值模拟及现场工程试验研究了高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩偏应力分布规律及其失稳破坏机制。结果表明：①随着超前工作面距离的不断增加,偏应力峰值带位置逐渐发生偏转,偏应力峰值大小逐渐减小,越靠近工作面采动影响越剧烈|②超前工作面40m范围内的巷道围岩偏应力峰值带主要集中在巷道右上肩角与左下肩角,超前工作面距离大于50m时的围岩偏应力峰值带主要集中在巷道顶底板围岩深部处,且近似呈对称状分布|③工作面回采且留巷完成后,留巷围岩偏应力峰值主要集中于实体煤帮与实体煤侧顶板处,支护时需保证锚索杆体穿过实体煤帮及顶板围岩偏应力峰值带位置。基于此提出高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩采用“顶板全锚索支护+巷内三排单体支柱+实体煤侧补强锚索加固+巷旁高水材料充填墙”对拉预紧锚杆并辅以单体柱护墙+采空区侧单体柱撑顶并辅以锚杆加固顶板的分区域非对称综合控制技术,通过现场工程实践证明了留巷围岩控制技术的合理性,保障了高水材料窄巷旁充填沿空留巷的稳定性。     

变厚煤层沿空留巷变形破坏原因及规律

为揭示变厚煤层沿空留巷变形破坏原因及规律,理论分析了不同开采高度对沿空留巷的影响,并利用数值模拟分析了变厚煤层沿空留巷的围岩变形情况和应力分布规律。研究结果表明:煤层厚度增大,顶板下沉量增大,充填体所需支护阻力、充填宽度和回转角度增加,充填体变形破坏严重并向巷道内移,在巷道实体煤帮和帮角处产生应力集中,应力峰值向深部延伸。厚度较小时,巷道变形不显著,但实体煤帮应力集中,存在变形隐患。     

沿空留巷充填区域松软顶板控制技术研究

保持沿空留巷充填区域松软顶板的相对完整与稳定是沿空留巷技术成功的关键因素。分析了充填区域松软顶板受载与变形规律,将充填区域松软顶板分为充填体上方顶板离层区、留巷上方顶板拉破坏区、实煤体上方肩角剪切破坏区等3个区域。提出了增设特种支架、铺设柔性网、高预应力高刚度锚索及时支护、高水材料构筑巷旁充填体及时支撑顶板、控制合理的一次充填长度等充填区域顶板稳定控制技术,实现了沿空留巷充填区域松软顶的稳定与传递载荷的作用。经新元矿3107工作面沿空留巷实践,效果良好。     

厚层软岩断顶充填沿空留巷关键参数研究

针对厚层软岩顶板沿空留巷的技术难题,提出厚层软岩顶板断顶充填沿空留巷技术,创建"断顶卸压+巷旁垮落充填"沿空留巷围岩协调控制方法,构建厚层软岩断顶充填沿空留巷数值模型,研究断顶角度和预制裂缝间距对实体煤壁支承应力、巷旁垮落充填体稳定性对覆岩变形规律的影响。研究结果表明:断顶角度为5°时,减小了充填体上方岩层回转变形的空间,减小了剪切破坏区,缓解了采空侧顶板下沉剧烈程度;预制裂缝间隔为1 m时,在工作面后方,顶板岩层预制裂缝能及时扩展贯通,在巷旁形成垮落充填结构,采空侧垮落岩体抑制上覆岩层的弯曲下沉,减弱应力集中,压力变化幅度较小。研究成果在常兴煤业取得成功应用,监测结果显示在工作面后方70～80 m处,围岩变形趋于稳定,顶板没有明显离层、错位现象,巷旁垮落充填体结构稳定。     

高水材料充填沿空留巷应力控制与围岩强化机理及应用

高水材料被广泛应用于不同条件下的薄及中厚煤层沿空留巷、部分条件较好的厚煤层沿空留巷,形成了丰富的高水材料充填沿空留巷围岩控制实践。基于高水材料充填沿空留巷理论研究和现场实践,以应力控制与围岩强化为主线,分析了充填留巷围岩在巷道掘进、工作面超前采动影响、留巷围岩调整稳定和邻近工作面复用4个阶段的应力与变形特征,提出了“基本顶二次破断”的覆岩顶板运动特征。以青龙同昌煤矿15102工作面沿空留巷为背景,数值模拟研究了留巷过程中围岩应力和塑性区分布特征,揭示了充填留巷覆岩基本顶的旋转下沉是留巷巷道所受外力的主要来源;在此基础上,提出了充填留巷围岩控制的关键区域,根据高水材料固结体的较强塑性变形特性,提出了高水材料充填沿空留巷围岩分时分区强化机理,确定了合理的高水材料充填体支护阻力计算式、留巷顶板离层计算式和实体煤帮的支护强度计算式,给出了高水材料充填沿空留巷围岩控制关键参数设计方法,关键参数包括充填体支护阻力(充填体宽度和强度)、顶板支护强度(巷内支护和临时支护)、实体煤帮支护强度。介绍了山西高平青龙同昌煤业15号煤层和赵庄煤业9号煤层高水充填沿空留巷围岩控制2个应用实例,留巷围岩变形控制效果...     

综采工作面基本顶厚跨比对其初次断裂失稳影响规律

综采工作面基本顶初次断裂失稳机理对工作面支架选型及采场围岩稳定性控制至关重要。通过建立顶板力学模型分析得出:综采工作面基本顶初次断裂前,基本顶厚跨比从初始状态减小趋近极限状态时,其内部最大主应力σ1与最大剪应力τmax均逐渐增加;当厚跨比接近02时,σ1与τmax均出现陡增,但σ1增加速率大于τmax,易在基本顶两端顶部发生断裂,且基本顶初次断裂时极限厚跨比n1一般大于02。在不发生滑落失稳条件下,基本顶极限厚跨比n1随回转角θ的增大近似呈线性增加;证明了基本顶铰接结构回转初期(θ为0°～3°)易发生滑落失稳。在仅考虑厚跨比影响的条件下,基本顶铰接结构发生回转失稳的临界条件为极限厚跨比n1=0624。然而,当n1<0624时,回转极限平衡角大于岩块回转平衡角所允许的最小值时,亦会造成铰接结构回转失稳。同时,在考虑支架弹性变形的基础上,建立了基本顶铰接结构滑落失稳对工作面支架动载系数计算方法,当直接顶与基本顶离层量Δh为0时,动载系数Fsd取最小值;Δh不为0时,Fsd随Δh增加而增大,但随直接顶与支架刚度之比、直接顶自重与基本顶传递载荷之比增加而减少。最后,通过对不同综采工作面初次来压时支架工作阻力与动载系数进行计算,验证了理论分析的有效性。     

回采工作面支柱迎山角的技术分析

本文对采煤工作面支柱迎山角从力学分析入手,研究顶板在直接顶和老顶之间不同的状态下,同时结合煤层赋存角度,考虑煤层顶底板移动因素,来确定支柱迎山角大小.讨论了支柱迎山角走向近水平、缓倾斜长壁工作面、伪倾斜工作面等各种条件下的确定及选择方法.     

千米深井超长工作面采动应力旋转特征及应用

千米深井超长工作面采动应力环境更为复杂,围岩破坏程度和控制难度升高,威胁开采安全。为提高该类采场围岩控制效果,采用理论分析、数值模拟和现场实测等综合研究手段,从采动应力旋转角度分析该现象对围岩稳定性的影响及其应用原则。结果表明:千米深井超长工作面围岩裂隙发育程度升高,稳定性受到采动应力大小和方向的双重影响,含裂隙围岩存在优势裂隙扩展角,采动应力旋转造成围岩承载能力降低,采动应力旋转角度愈大,围岩稳定性愈差;采动后,121304工作面采动应力发生旋转,旋转轨迹与采动影响程度、工作面推进方向密切相关,距采空区边界愈近,采动应力旋转速度和旋转角度愈大;煤层和低位岩层最大主应力在平行和垂直于工作面推进方向的竖直平面内旋转,倾角减小,最小主应力则首先向平行和垂直于工作面推进方向的竖直平面内旋转,然后在上述平面内与最大主应力同步旋转,倾角增大;岩层位态升高,采动应力旋转角度先增大后减小,高位岩层采动应力旋转轨迹受121303工作面采空区影响,采动应力旋转轨迹向临近工作面采空区偏转;根据工作面推进方向与采动应力旋转轨迹的关系,提出围岩中存在一组、多组优势裂隙及裂隙随机分布条件下工作面推进方向确定原则,并分析了采动应力旋转现象对覆岩“砌体梁”结构稳定性的影响。     

深井超长工作面基本顶分区破断模型与支架阻力分布特征

开采深度和工作面长度增加导致采场矿压显现程度和空间分布特征发生改变,增加了该类采场围岩失稳类型的不确定性及控制难度。针对深井超长工作面异常矿压现象发生频率高、预测难度大等问题,采用理论分析、室内实验和实测等方法分析了该类采场基本顶破断类型和支架阻力分布特征。结果表明:开采深度增加提高了岩体中裂隙发育程度,裂隙尺寸服从对数正态分布,裂隙倾角和倾向服从正态分布;基于蒙特-卡罗模拟方法实现深井超长工作面基本顶三维重构,工作面长度增加导致基本顶中部存在裂隙的概率升高,增大了基本顶在工作面中部发生局部破断的可能性;建立深井超长工作面基本顶分区破断力学模型,采用上限定理推导出完整基本顶的整体承载能力以及基本顶中存在1条和2条原生裂隙时的局部承载能力,获得基本顶在裂隙影响区发生局部分区破断和迁移现象的力学判据;基本顶分区破断现象导致破断岩块在空间上呈非均匀分布,表现为工作面中部块度小、两端块度大的特征;分区破断模型预测结果同相似模拟实验结果吻合,解释了深井超长工作面开采实践中发现的顶板压力沿工作面方向的非均匀分布现象。     

大倾角厚煤层长壁综放开采基本顶破断模式及演化过程(Ⅰ)——初次破断

大倾角特厚煤层走向长壁综放开采过程中,由于直接顶冒落后采空区充填不均匀,基本顶断裂呈现非对称特征。基于弹性力学理论,建立了横纵荷载作用下大倾角煤层基本顶的薄板力学模型,分析了基本顶上、下板面的应力分布特征,获得了基本顶断裂线发育轨迹与破坏区演化规律,提出了大倾角煤层基本顶的初次破断“V-Y”型断裂模式。研究表明,大倾角煤层基本顶初次断裂的空间顺序为“中上部→中下部→上部→下部”。结合数值模拟、现场监测等手段,验证了基本顶初次断裂过程中采场围岩应力场分布及矿压显现具有时序性和非对称特征。     

近直立特厚煤层直接顶初次破坏特征

近直立煤层在开采过程中直接顶的破坏将直接影响采场及巷道的稳定,针对近直立特厚煤层采用水平分段开采过程中直接顶所处的应力状态及其破坏特点,建立了与之对应的四边固支的薄板力学模型;采用FLAC~(3D)数值模拟和正交分析的方法开展4个因素3个水平9组数值模拟实验,模拟分析了埋深、倾角、侧压系数和最大主应力方向等4个因素对直接顶法向应力分布的影响特征,结果表明,近直立特厚煤层在开采过程中,作用在直接顶上的法向应力可以简化为均布载荷;采用伽辽金法求解了均布载荷作用下的直接顶挠度,并应用胡克定律和弧长定理对直接顶岩层不同位置处的拉应力进行求解,通过计算获得了直接顶在破坏前拉应力的最大值及其对应的位置;以最大拉应力强度准则为岩层破断依据,最终得到了近直立特厚煤层在采用水平分段综放开采条件下的初次破断垮距。     

挂帮矿崩落法开采顶板破坏规律及地表岩移数值模拟

崩落法开采时,顶板及围岩的崩落过程、岩层移动角的确定一直是国内外众多学者研究的重点。 以四川某矿山挂帮矿开采为工程背景,利用MIDAS/GTS软件模拟并分析了该挂帮矿崩落法开采时 顶板拉应力及塑性区变化规律。研究结果表明：老顶先于直接顶发生拉破坏。强制崩落顶板拉破 坏区后,顶板应力状况明显改善;老顶及直接顶拉应力的面积以及老顶拉破坏区的面积随直接顶 暴露面积增大而显著增大,而直接顶拉破坏区面积受暴露面积影响较小。并通过数值模拟法及工 程类比法综合确定岩层移动角。     

综放开采顶煤裂隙场扩展的应力驱动机制研究

为探究采动应力场作用下顶煤裂隙场发育特征,采用室内实验、数值模拟、理论分析和现场实测等方法对综放开采顶煤裂隙场扩展的应力驱动机制进行了分析。顶煤冒放性同采动裂隙发育程度呈正相关,推导出顶煤裂隙发生I,II和I-II型扩展的应力场条件和优势扩展裂隙角确定方法,顶煤裂隙扩展与否和扩展类型受到主应力大小和主方向的影响;煤层回采后,顶煤最大和最小主应力均存在超前峰值现象,最大主应力演化存在增大和减小2个阶段,最小主应力则经历增大、减小和反向增大3个过程;煤壁前方最大和最小主应力方向在平行于推进方向的垂直平面(α)内向采空区旋转,两者在平面α内的旋转角度一致,煤壁后方发生反向回旋,最大主应力偏离平面α,最终旋转至工作面倾斜方向;最小主应力在水平面内的旋转角度同推进方向与初始最小地应力方向之间的夹角相等,最大主应力在水平面内不旋转;由于主应力增大和主方向旋转,顶煤裂隙首先发生I型扩展,最大主应力峰值附近,顶煤裂隙在高围压作用下发生纯II型扩展,煤壁附近,顶煤裂隙在开挖卸荷作用下发生I-II混合型扩展,破碎顶煤最终于支架后方冒落;由于主应力方向的旋转效应,顶煤采动裂隙向采空区倾斜,根据顶煤裂隙扩展机理的不同,将顶煤划分为原岩应力区、微裂隙加密区、剪切破坏区、拉剪混合破坏区和散体冒落区。     

DIFFERENT ROOF BEHAVIOUR UNDER DIFFERENT UPPER MINING BOUNDARY CONDITION IN DATONG

Understanding roof behaviour and immediate roof failure patterns of Iongwall face is a prerequisite for establishing correct roof control theory and appplying effective roof control measures. Roof behaviour and immediate roof failure pattern have a close relationship with upper mining boundary conditions of Iongwall face. According to actual situation of Datong Mining Area, upper mining boundary conditions of Iongwall face have been classified into 5 types in this paper. Roof behaviour and immediate roof failure pattern under each upper mining boundary condition are discussed in details.     

长壁工作面采场围岩铰接薄板组力学模型研究

针对长壁工作面顶板垮落具有局部、分段、迁移的时空特征，将长壁工作面采场顶板划分成若干个相互铰接的薄板，建立了薄板组力学模型.利用弹性力学薄板理论和数值方法分析了几种支承条件下薄板的应力和挠度分布，并研究其垮落条件.从理论上解释了沿工作面方向顶板垮落及其来压特征，在工程上得到了很好的验证.