深部矿井工作面回撤通道稳定性及控制技术

以古城煤矿N1305工作面为工程背景，通过理论分析和现场试验等方式进行工作面回撤通道稳定性和围岩变形控制研究，即通过分析多种基本顶断裂位置情况，建立基本顶不同断裂情况下的支架受载解析式，并绘制直接顶回转角与支架受载关系图，确定基本顶断裂位置位于采空区上方时，有利于回撤通道围岩控制和机械设备的安全回撤。并以此进行回撤通道支护方案设计，通过现场试验，确定支护方案能够有效控制巷道围岩变形，尤其有利于巷道顶底板围岩控制。     

大采高综采工作面回撤通道顶板控制技术研究

针对霍州煤电三交河煤矿大采高工作面末采阶段顶板控制现状,根据该阶段是否发生周期来压及顶板断裂位置的不同,将末采覆岩空间结构划分为终采线后方断裂、煤壁上方断裂和回撤通道上方断裂3种类型,在此基础上,建立了通道基本顶在给定变形条件下直接顶的力学模型,运用能量原理及变分法对通道直接顶下沉量进行求解,计算结果与现场实测数据一致。研究结果对大采高综采工作面回撤通道顶板控制具有一定的指导意义。     

沿空留巷直接顶受力变形理论分析

在基本顶给定变形作用下,直接顶近似为可变形体,考虑到塑性区范围实体煤的支撑压力,建立了综采沿空留巷整体力学模型,研究了直接顶的受力变形问题。根据建立的直接顶悬伸部分的力学模型,利用位移变分法求解了直接顶下沉量与巷内支护阻力、巷旁支护阻力、直接顶弹性模量、直接顶高度、巷道宽度、充填体宽度、塑性区宽度以及直接顶回转角之间的关系。结果表明:直接顶下沉量随着直接顶弹性模量、巷道宽度、充填体宽度、塑性区宽度以及直接顶回转角的增加而增大,巷旁支护阻力比巷内支护阻力对直接顶下沉量的减小作用更加明显;直接顶下沉量随着巷内支护阻力、巷旁支护阻力、直接顶高度增加而减小。     

沿空留巷顶板下沉量计算及分析

基于支架-围岩整体力学模型,利用位移变分原理研究了沿空留巷时基本顶在给定变形下直接顶的受力、变形情况,探讨了顶板下沉量与巷内、巷旁支护阻力、直接顶厚度、巷道宽度及充填体宽度之间的相互关系.结果表明:巷内支护阻力对顶板下沉量几乎没有影响;顶板下沉量随巷旁支护阻力的增大而减小;直接顶厚度在2.5 m以内时,顶板下沉量变化不大;而直接顶厚度大于2.5 m时,顶板下沉量随直接顶厚度的增加而显著减少;巷道顶板下沉量随巷道宽度的增加而加大;巷道顶板下沉量随充填体宽度的增大而增大.     

超大采高综采工作面回撤通道支护技术研究

为实现榆神矿区8.2 m超大采高工作面大型设备安全高效回撤,以金鸡滩煤矿12^-2108工作面回撤通道为工程背景,采用理论计算、数值模拟和现场矿压实测的方法,研究工作面末采阶段基本顶周期来压规律与顶板断裂位置,得出末采阶段基本顶周期来压步距19.3 m,工作面推进距主回撤通道7.9 m时受动压影响剧烈,在贯通前2 m处来压结束,运用停采等压技术证明工作面与回撤通道贯通时无须等压,同时确定基本顶下一次周期来压断裂位置位于主、辅回撤通道中间煤柱约4.8 m处,工作面最终实现了无来压贯通。基于采场矿压规律研究,回撤通道创新性地提出采用恒阻大变形锚索+钢带十字链接按A,B、C三个不同应力分区支护整体受力的新设计方法,通过现场实测应用得出：C区域的锚索伸长量大于B和A区域,越靠近工作面侧锚索下沉量越大,位于回撤通道中部（C区）靠近回采侧恒阻锚索最大延伸量达到180 mm,而垛式支架撤出后大断面巷道一侧邻空成悬臂梁,此时恒阻大变形锚索完全受力,回撤通道顶板整体向采空区倾斜的现象,证明支架撤出过程中恒阻锚索能够保持顶板临时稳定性,保证了顶板没有出现冒顶现象,底板、抹角、帮角基本没...     

浅埋煤层预掘双回撤通道末采矿压显现调控技术研究

为保障工作面高效回撤，全程跟踪监测了末采期间的矿压显现，利用理论分析、数值模拟的方法分析了回撤通道变形破坏机理，提出了末采围岩调控技术。研究表明：末采10 m内将出现矿压显现的剧烈变化区，回撤通道出现煤壁侧破坏显著大于煤柱侧的趋势；基本顶在工作面支架后方断裂最有利于矿压控制，顶板下沉与顶板弹模、直接顶厚度、支护强度、跨度、采高等密切相关。提出了四种末采围岩调控技术，现场运用三种后效果明显，对本矿的工程实践具有指导价值。     

特殊条件下大采高工作面回撤通道稳定性控制研究

为了实现特殊条件下大采高工作面设备快速安全回撤,以赵庄矿5310工作面回撤通道为工程背景,综合采用现场调研、数值模拟、理论分析等方法,研究了基本顶不同断裂位置和周期来压步距对回撤通道的影响,进而确定合理的回撤通道位置;根据回撤通道赋存特征和围岩条件,坚持"顶帮协同控制"的原则,在提高支架初撑力的基础上,顶板采用全锚索支护、煤帮为锚网索联合支护。现场监测表明,该支护方案能够实现工作面设备顺利回撤,可为类似条件下工作面回撤通道的稳定性控制提供借鉴和参考。     

大倾角煤层开采覆岩运移规律数值模拟研究

通过对大倾角煤层顶板的破断情况进行力学分析,建立UDEC二维模型,分析不同煤层倾角条件下上覆岩层的运移规律。结果表明:大倾角工作面上部区域顶板比下部更易断裂,且倾角越大现象越明显。受直接顶矸石滑落影响,工作面下部区域基本顶有矸石支撑,采空区上部区域易形成空顶,促进了采空区上端头基本顶的断裂垮落。上覆岩层下沉量随岩层倾角增大而逐渐减小,在煤层倾角大于40°后发生突变,上覆岩层下沉曲线由"V"形变为"U"形,采空区中部区域上覆岩层下沉量迅速减小。     

沿空留巷顶板稳定性分析及其控制

 根据沿空留巷上覆岩层的后期活动规律，将顶板变形视为“给定变形”，建立顶板力学模型，采用变分法，推导顶板下沉量计算公式。依据具体的地质力学参数，验证力学模型的合理可行性，并研究分析顶板下沉量与各影响因素之间的定量关系。通过分析表明，在直接顶弹性模量较大时，巷旁支护阻力的变化对顶板下沉量影响不大；在直接顶弹性模量较小时，巷旁支护阻力对顶板下沉量影响较大。直接顶厚度在3~11.5m范围内变化时，随着直接顶厚度增加，顶板下沉量明显减小。当巷内和巷旁支护阻力较高时，顶板下沉量随着直接顶弹性模量增大而明显增大；当巷内和巷旁支护阻力较小时，直接顶弹性模量的变化对顶板下沉量影响较小。顶板下沉量与巷道宽度、煤层厚度、巷帮塑性区宽度、顶板旋转角度成线性增大的关系，与巷帮煤体残余强度、充填体宽度成线性减小的关系，与巷帮煤体弹性模量成反比例关系。根据各影响因素与顶板下沉量之间的关系，提出巷内支护采用“分期联合支护”，巷旁采用“超前复合加固”等控制沿空留巷顶板稳定性的措施。     

综采工作面回撤通道围岩运动及其矿压显现规律研究

对于煤层顶底板比较松软的特殊开采条件,当综采工作面回采接近主回撤通道的过程中,超前压力对通道顶板的影响加强,致使顶板受力逐渐增大,极易发生冒顶事故,严重影响设备回撤速度和矿井工作面的正常接替.通过在昌汉沟煤矿15104综采工作面收尾阶段和设备回撤过程中对回撤通道进行系统而全面的现场矿压监测,得到巷道顶板岩层运动、支架压力分布和矿压显现特征等数据,为进一步优化回撤通道支护参数提供了实践和理论依据.     

尾砂充填连续开采采场顶板稳定性数值分析

针对金属矿山上向分尾砂充填连续采矿法开采条件的复杂性,通过运用弹塑性有限单元分析方法,建立平面应变数学模型,对采场顶板稳定性及采场结构参数进行分析和优化计算。结果表明,控制采场跨度或暴露面积是维系采场顶板稳定的根本措施;单层矿体开采时,随着采场跨度的加大,顶板预应力拉应力也相应增大,但伴随采高的增加,围岩内部的最大主应力、最大剪应力逐渐增大,顶板下沉量也逐渐增大,而顶板内拉应力却逐渐减小。相对1#脉脉矿体,推荐采场顶板极限暴露面积为600 m²左右,以此为基础确定的采场长、宽尺寸采场顶板稳定性最好。     

综采工作面回撤通道围岩变形规律研究及其控制技术

为控制30450工作面回撤通道围岩明显变形的问题,采用理论研究及计算的方式,得出更加安全、可行的工作面停采让压位置,对回撤通道采取垛式支架+锚网索复合支护形式。根据巷道变形观测结果:回撤通道中帮部最大位移量为120mm,顶板最大下沉量为200mm,巷道断面满足回撤使用条件。     

伪斜工作面梯形采场的基本顶初次破断特征

采煤工作面伪斜布置时,采空区基本顶呈非矩形状,此时采空区上方基本顶的破断位置及其破断规律与矩形顶板有所不同。为研究伪斜工作面基本顶初次破断特征,根据弹性薄板力学理论建立直角梯形基本顶的板结构初次破断力学模型,同时推导出直角梯形薄板的弯矩公式,分析顶板破断位置及其破断规律;依据有限差分原理分析基本顶的应力极值大小及位置特征,对理论推导结果进行验证。结果显示,四边固支直角梯形薄板内力分布规律与矩形薄板大体相似,但在四条边界上,主弯矩极值的位置与矩形薄板有所差异,后者都位于中心部位,而前者整体向逆时针方向一侧移动,基本顶的初次来压呈椭圆状倾斜“O-X”型。     

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。     

高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以羊场湾煤矿为工程背景,建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出低应力区范围表达式及其影响因素;采用FLAC3D数值模拟软件分析巷道掘进和本工作面回采期间不同煤柱宽度下巷道围岩应力与位移演化特征。研究表明:(1)高强度开采综放工作面因采场尺寸大、推进速度快、断裂步距大,导致内应力场范围亦大于常规工作面。(2)高强度开采综放工作面区段煤柱宽度的确定,应充分考虑多次剧烈采动、基本顶破断、巷道大断面等因素,结合试验工作面地质生产条件确定内应力场范围6.31~7.58 m,合理煤柱宽度为9~14 m。(3)本工作面回采期间,覆岩结构被再次激活,致使围岩变形破坏加剧,煤柱宽度10~14 m时,煤柱具有一定自稳能力并承担较少的顶板载荷,综合考虑各因素确定合理煤柱宽度为10 m。(4)受高强度开采及基本顶破断等因素影响,窄煤柱沿空巷道可能诱发大范围破碎、煤柱帮大变形及顶板不对称下沉等变形破坏,要实现此类巷道围岩稳定性控制应对煤柱帮和顶板重点加固,据此,提出了非对称围岩控制技术,并进行现场应用,巷道控制效果明显。     

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。     

定向水力致裂对煤层顶板三向应力的影响研究

煤层顶板水力致裂是处理坚硬顶板和防治冲击地压的重要技术手段之一，为了研究水力致裂技术对煤层顶板三向应力的影响，通过现场开展煤层顶板定向水力致裂试验，采用光纤光栅三向应力传感器得到了致裂前后顶板岩层的三向应力。结果表明：水力致裂之后，监测断面处顶板岩层三个主应力均有所降低，最大降幅约为20%，而主应力方向变化很小|在工作面坐标系下，致裂部位处各应力分量的降幅受致裂面方位的影响。顶板水力致裂能够显著降低或者转移顶板岩层三向应力，对致裂部位具有良好的卸压效果。研究成果可为现场水力致裂钻孔布置提供参考，并可用于冲击地压防治研究。     

综采工作面回撤通道围岩控制技术应用

针对8206工作面停采期间回撤通道出现顶板破碎、冒落、煤壁片帮等现象,对回撤通道顶板提出"JW型钢带+纵向恒阻锚索吊棚+支设单体柱"联合支护措施,对煤壁提出"注浆支护+迈步式桁架锚杆支护"联合支护措施。实际应用中,联合支护措施控制了回撤通道顶板下沉、煤壁片帮现象,提高回撤通道成型效果。     

不同采高下瓦斯通道卸荷损伤演化及抽采验证

为解决大采高采场及上隅角瓦斯超限问题,基于卸荷岩体力学分析了采高对采空区顶板卸荷及瓦斯通道损伤演化的影响,结合损伤力学建立了损伤因子与卸荷量及渗透率的关系,采用离散元软件计算了不同采高下采空区顶板卸荷及瓦斯通道损伤演化规律,根据卸荷后有效应力与渗透率关系研究了不同采高下瓦斯通道的卸荷损伤范围,提出利用大采高开采形成的优势瓦斯通道在中高位断裂带内采用大直径定向钻孔抽采采空区瓦斯,并验证了瓦斯通道的贯通发育。结果表明:采空区顶板卸荷程度随采高增大非线性增长;采高越大,采空区顶板卸荷量及损伤因子越大,裂隙发育数量越多,采空区顶板渗透率突变点及瓦斯通道发育的高度越大;应用153 mm大直径钻孔抽采流量为96 mm的2～3倍,中高位瓦斯通道区钻孔抽采浓度约为中低位的2. 4倍。     

空场嗣后充填开采法矿房数值模拟分析与参数优化

本文针对近地表萤石矿房开采所导致的顶板及地表沉陷问题,建立了矿体开采摩尔库伦模型,通过数值分析对开采扰动对上覆岩层的影响进行了研究,得到了不同开采方案下顶板位移沉降值及应力分布,综合模拟结果进行分析,由于矿房开采宽度减小,出现应力集中现象,导致10m、8m、6m、4m矿房宽度开采方案顶板最大垂直应力基本呈递增趋势,结合位移分析结果可知,由于埋深较浅,及顶板悬露跨度大幅减少的原因,最终使得应力的小幅增长未对顶板沉降产生更大的影响,使得顶板沉降量与矿房宽度仍呈正比关系。在支护条件下,4m宽度方案开采推进至30m左右位置时,顶板及地表都会发生一定的沉降。