综放沿空留巷顶板下沉及其影响因素研究

控制顶板下沉是综放沿空留巷成功的关键,为研究综放沿空留巷顶板下沉规律,根据能量守恒和损伤力学的理论,建立了综放沿空留巷顶板下沉损伤力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并分析了顶板下沉量与其15个影响因素的定量关系。结果表明:直接顶、顶煤、巷旁支护体的有效弹性模量三者耦合,大部分顶板下沉量由有效弹性模量较小者吸收;顶板下沉量随支护体宽度增加而降低,支护体宽度达4 m左右时,下沉量基本保持不变;顶板下沉量随巷道宽度、采高、顶煤厚度和直接顶厚度增加而增加;顶板下沉量随关键块给定载荷的增大而急剧增加。关键块参数对顶板下沉具有决定作用,提高巷旁支护强度,可减小关键块破断长度和回转角,使关键块破断位置靠近巷旁煤壁,有效减小顶板下沉;巷内支护阻力、直接顶容重和顶煤容重对顶板下沉量影响较小。     

基于钻孔气体漏失量法巷帮卸压带宽度确定研究

为确定巷帮卸压带宽度,合理布置巷道位置及确定封孔长度,提出了钻孔气体漏失量法,对某矿巷帮卸压带宽度进行了测试,并与封孔法所得结果进行对比分析。研究结果表明:钻孔封孔法测定卸压带宽度为9～10 m;钻孔气体漏失量法因充入高压气体使原始裂隙遭受楔形劈裂作用,造成裂隙扩张,测试结果为11 m,略大于封孔法测试结果;根据矿井实际抽放钻孔情况,结合漏失量法及封孔法测试结果综合确定该矿巷帮卸压带宽度为9～10 m。利用钻孔指标法进行验证,借助钻屑量、瓦斯涌出初速度及钻屑瓦斯解吸指标3个参数综合确定卸压带宽度为9～10 m,所得结果与封孔法测试结果一致,略小于漏失量法,说明对钻孔气体漏失量法所得结果适当修正后可进行卸压范围确定。     

深部煤层钻屑粒度随钻进深度分布规律

为了研究煤层钻屑粒度随钻进深度分布规律,选取具有冲击危险性的平煤八矿己15煤作为研究对象,采取钻屑量测试和孔口瓦斯浓度监测,通过筛分实验煤样并应用Rosin Rammler分布模型,探究了钻屑粒度和钻屑量大小随孔深变化关系,分析不同点钻屑粒度分布特征。结果表明:小于0.075 mm钻屑粒度分布随孔深变化与钻屑量变化规律相吻合;不同钻孔随深度变化分别对应不同Rosin Rammler分布函数,随着应力过渡越平缓,粒径分布宽度系数n值越小,煤体应力越大粒径相关系数D越大;不同范围钻屑粒度占比大小也会影响钻屑量大小;在钻屑量较大时,孔口瓦斯体积分数会出现增高现象。通过对钻屑粒度分布规律分析,更好地了解深部煤体应力分布,有助于冲击危险的预警。     

含水煤岩单轴压缩微震信号特征试验研究

为了对煤层底板突水进行预测,基于煤岩在压力作用下有微震信号产生,提出利用自行设计的微震全波形综合监测试验系统对干燥煤岩和含水煤岩变形破裂过程微震信号的变化规律进行研究。结果表明:煤岩变形破裂过程可分为压实阶段、线弹性变形阶段和破裂发展阶段,在破裂发展阶段微震信号事件数和信号强度迅速增加;随着加载速度的增大煤岩的峰值强度增大,煤体产生微震信号事件数增多,大振幅的微震信号事件也增多,出现应力下降即煤岩形成较大裂隙时产生强度较大的微震信号;但饱和含水煤岩的峰值强度和煤岩冲击倾向性比自然干燥煤岩都低,且微震信号事件数和信号强度都降低。上述结论对指导现场煤层底板突水的预警有重要意义。     

倾斜煤层断顶卸压模型试验研究

为研究倾斜煤层断顶卸压位置对煤岩体稳定性的影响,以双鸭山某矿的回采工作面为试验原型,开展地质力学模型试验。采用相似材料和模型架,模拟工作面回采区域的地质构造及煤层赋存的应力状态,通过数字图像相关方法(DICM)实时测试模型断顶前后煤柱、煤体和顶板区域的变形场。结果表明:在巷道紧邻煤柱上部实施断顶,巷道及煤柱内侧出现明显变形集中区域,上覆岩体下沉,煤柱内侧受拉伸;在相邻采空区紧邻煤柱实施断顶,粗砂岩和细砂岩沿岩层界面发生界面滑动,但位移量较小;在煤柱外边缘以里3 m处实施断顶,采空区一侧煤体受上覆顶板压力作用发生塑性变形,煤柱体外侧塑性区产生水平位移,顶板下沉对巷道变形影响较小。煤柱外边缘以里3 m是最合理的断顶卸压位置。     

断层影响下合理煤柱尺寸留设数值模拟分析

针对潘三矿1642(1)工作面回采受F24大型逆断层影响,利用FLAC3D软件研究留设不同尺寸断层煤柱情况下,应力场、位移场和塑性区演化规律,从而提出合理的断层煤柱留设尺寸。研究发现,随着煤柱的减小,应力集中区域逐渐向断层上盘转移;在断层影响下,顶板最大下沉位置发生在靠近断层一侧;当煤柱尺寸减小到一个临界值时,采空区上方塑性区发育高度会突然增大。留设合理的断层煤柱就是确保塑性区不与断层接触的情况下,尽量减小煤柱尺寸。     

露天矿含断层逆倾软岩边坡滑移模式及稳定性研究

作为一种典型的露天矿边坡,含断层逆倾软岩边坡变形破坏机理及稳定性问题尤为复杂。以胜利西二露天矿西帮边坡为工程背景,基于强度折减原理,应用有限差分软件FLAC3D模拟分析了Fx1断层位置、倾角及弱层逆倾角度不断变化时西帮软岩边坡的滑移模式及稳定性变化规律,阐明了边坡变形破坏机理。结果表明:逆倾软岩边坡滑坡力学机理受断层位置影响较大,当断层逐渐向边坡外侧偏移时其滑坡的力学成因由推动式滑坡逐渐过渡为牵引式滑坡,边坡稳定性逐渐提高;当断层倾角增大到某一值时,断层对逆倾软岩边坡滑移模式及稳定性影响消失;弱层倾角对滑面位置影响较大,边坡稳定性随弱层倾角减小逐渐降低;该矿西帮边坡稳定性主要受弱层控制,Fx1断层次之;当Fx1断层露头距边坡坡脚水平距离大于221 m时,边坡稳定性及滑坡模式不再受Fx1断层的控制;当Fx1断层露头距边坡坡脚水平距离小于201 m时,边坡稳定性逐渐提高,潜在滑坡模式由剪切圆弧-弱层相结合的组合滑动过渡为剪切圆弧-断层-剪切圆弧-弱层相结合的组合滑动。     

一种有效的隧遭支架修复法

我队施工的西湖引水隧洞工程,穿过长约70m的土层,掘进断面为2.9×2.9m的直壁圆弧拱形,采用钢支架支护,支架间距0.6m,覆盖层是厚3～12m的褐黄-褐红粘土,硬塑性,多为灰岩顶面的残坡积土,夹有少量碎灰岩,上部是约1m厚的堆填土石渣,雨天渗水严重。由于覆盖土层遇水后产生较大的地压作用,距洞口44m处有9道钢支架发生沉陷变形,顶板下沉约达40cm,左侧支架腿被挤压内移约50cm,以致无法挂网成巷。为了保证工程质量,必须对沉陷变形支架加以修复。原先,我们采用先拆除一道旧支架,铲除内移的泥土,再重新架设新支架的方法,但随着旧支架的拆除,垮帮冒顶也在发生(冒顶高达3m),且掉块不止,工     

走向工作面贯通上山与支架快速回撤技术

针对走向工作面停采线与上山之间的护巷煤柱造成煤炭损失,支架回撤工艺复杂、巷道掘进量大等问题,提出走向工作面贯通上山与支架快速回撤技术。工作面贯通采区上山,利用上山回撤支架。在贯通前,利用压力拱模型分析剩余煤柱应力变化规律,并结合极限平衡区公式,确定让压煤柱为8 m;对贯通前基本顶合理断裂位置、让压调节机制、末采阶段采高进行了分析确定,并采取上山巷内补强支护及挂绳铺网措施。贯通上山后,首先利用支架对上山留巷,完成留巷后,利用上山回撤支架,先将上部端头3架逆时针旋转90°作为掩护架,在对剩余支架逐架回撤时,3个掩护架呈现台阶型。提出的技术取消了护巷煤柱及回撤通道,提高了煤炭采出率,减少了巷道掘进量,简化了回撤工艺。     

钻孔瓦斯连续流量法测定煤巷卸压带宽度研究

为准确测定煤巷工作面前方卸压带宽度,基于工作面前方煤体涌出的瓦斯流量与地应力之间的关系,提出钻孔瓦斯连续流量法测定卸压带宽度,并从理论上分析该方法的可行性;采用煤巷突出线预测装置在薛湖煤矿2303风巷测定钻孔瓦斯流量。研究结果表明:瓦斯流量曲线先增大后减小,瓦斯流量曲线峰值为卸压带边界,确定该工作面前方卸压带宽度为9～10 m;采用钻屑量与钻屑瓦斯解吸指标Δh_2测定的工作面前方卸压带宽度为9. 5～10 m,与钻孔瓦斯续流量法测定结果一致,验证了钻孔瓦斯连续流量法测定卸压带宽度的可靠性。     

自然崩落法顶板稳定性监测分析与预警研究*

为有效预警自然崩落法开采过程中顶板大面积崩落,确定顶板失稳预警期,基于微震、时域反射、钻孔电视等综合监测数据,研究岩体失稳过程点监测数据及微震活动性参数变化特征。结果表明:基于多源参数可有效预警顶板失稳事件,但点监测无法兼顾整个采区顶板,大尺度区域性监测主要依靠微震监测系统;根据顶板失稳事件前后b值、累积视体积、能量指数、施密特数等微震活动性参数变化特征,确定普朗铜矿顶板失稳预警期为24 d。研究结果可为后续整个采区其他区域顶板稳定性监测预警工作提供借鉴。     

矿岩接触带巷道顶板沉降变形相似模拟试验研究

为分析矿岩接触带巷道顶板沉降变形对巷道稳定性的影响,以大冶铁矿尖林山矿区接触带巷道为研究对象,基于相似原理,构建了矿岩接触带巷道物理相似模拟试验模型,设计了沿巷道走向与矿岩接触面对称布置的应变位移计监测方案,分析了接触带巷道顶板沉降变形规律。研究结果表明:接触带巷道顶板两侧岩体沉降变形量和变形速率存在差异,接触带巷道大理岩侧顶板沉降量和沉降速率大于铁矿侧;邻近巷道开挖扰动对已开挖巷道顶板变形破坏有较大影响,增大了接触带巷道两侧岩体的沉降变形程度。结合大冶铁矿矿岩接触带巷道顶板沉降量监测数据,从顶板沉降量、沉降速率2个方面对比分析了相似模拟试验和现场监测试验结果,表明矿岩接触带巷道顶板沉降变形规律具有一致性。     

动载下巷道围岩微震响应特征及支护研究

为探讨动载下深部巷道围岩变形特征,采用微震监测系统、顶板动态监测仪及FLAC3D 数值模拟软件研究深部工作面回采中微震活动特征及巷道变形破坏特征,模拟动载前后巷道围岩及支护体力学响应特性。研究结果表明:微震事件分布与累计损失能量均呈现出明显的3阶段特征,与工作面开采过程出现的初次来压、采空区初次见方和遇见断层现象相对应;微震事件的分布在时间和空间上具有一致性;动载下顶板破坏程度大于底板及两帮;动载扩大了巷道围岩塑性区范围,改变了围岩的受力状态,增大了围岩的变形量与支护体的受力;通过增加锚杆直径、长度、排距及提高预紧力对支护结构进行优化,现场监测数据表明,优化后支护方案保证了围岩的完整性,限制了围岩的变形,减小了锚杆受力,能够有效控制采动影响下巷道围岩的变形,对采动影响下深部巷道维护保证煤矿安全生产具有参考应用价值。     

Stability and deformation of surrounding rock in pillarless gob-side entry retaining

We analyzed the stability of the retained gob-side entry in four different Chinese coal mining sites and evaluated the influencing factors of roadway deformation such as mining depth, support strength and area of gob-side hanging roof. It was found that the length of cantilever roof block above roadway has a major impact on the deformation, whereas the impact of mining depth is minor if the depth is less than 500 m. Minimum support resistance of 0.3 MPa is essential to effectively confine the deformation of a retained roadway. We performed physical experiments to further study the features of roof fracturing and their impact on roadway deformation under three typical immediate roof conditions, i.e., thick-immediate roof, thin-immediate roof and non-immediate roof. In addition, equations to calculate desired support resistance of filled gob-side wall were derived based on superimposed continuous laminate model. The results provide valuable theoretical and practical guidance for implementing pillarless gob-side entry retaining in engineering practices.     

深部采场进路开采顶板稳定性分析与支护设计

为降低深部矿体开采中冒顶事故的发生概率,确保井下安全开采,采用Q系统分级法、RMR岩体分类和BQ分级法对矿区岩体进行质量评价,结合块体理论和三维有限元分析进路开挖后顶板的稳定性。研究表明:部分岩体在进路开挖后顶板处出现较大拉应力集中,抗拉稳定性降低,极有可能出现冒顶事故。针对这类不稳定岩体,提出永久巷道采用锚喷支护,临时巷道采用锚杆穿带支护;并运用悬吊理论、组合梁理论、屈服强度理论和安全系数法分析支护条件下进路顶板的稳定性,优化支护结构参数。通过振弦式锚杆应力计收集现场未支护巷道与支护巷道轴向力,得出该支护设计对开挖后岩体变形起到了明显改善作用。     

巷道蝶叶塑性区顶板冒落特征与层次支护研究

针对巷道蝶叶塑性区顶板破坏深度大、变形剧烈、冒顶事故频发等问题,综合现场调研、理论分析、数值模拟等方法,考虑巷道顶板不同服务阶段的变形破坏特点,研究分析了巷道顶板破坏失稳机理和不同层位顶板的控制要点,提出了以冒顶控制为主的顶板层次控制技术,阐明了辅助支护材料、普通长度锚杆、接长锚杆、长锚索对不同层位顶板的层次控制原理。据此,在保德矿81306工作面回采巷道蝶叶塑性区顶板进行了层次支护设计,并进行了顶板下沉量和接长锚杆支护力监测,结果表明:以冒顶控制为主的巷道顶板层次支护体系较好的维护了顶板整体稳定,保证了巷道安全与正常服务。     

超长回采工作面微震特征的影响因素研究*

为探讨超长工作面微震特征影响因素,采用微震监测技术研究42108工作面微震事件的空间分布特征及冲刷构造、推进速度、矿压对煤岩体微震事件特征的影响机制。研究结果表明:微震事件集中发生于工作面辅运巷侧,微震事件的空间分布受临近采空区、上覆煤层煤柱影响较大;微震事件能量和空间分布特征与推进速度相关性较差,当推进速度超过5.5 m/d后,微震事件频次、总能量与推进速度呈正相关;过冲刷构造时工作面推进速度降低,微震能量、频次的稳定性较差,易造成大能量积聚,使工作面危险性增大;微震事件集中发生位置与矿压值较大区域相吻合。     

切顶卸压自成巷的连续-非连续方法模拟及切缝倾角的影响*

为克服利用连续方法或非连续方法模拟切顶卸压自成巷过程的不足,采用自主研发的适于模拟连续介质向非连续介质转化或非连续介质进一步演化的拉格朗日元与离散元耦合连续-非连续方法,提出基于高斯求积公式的势接触力计算方法以提高计算效率,通过考察剪裂纹和拉裂纹的时空分布和煤层支承压力的演化规律,研究不同切缝倾角时切顶卸压自成巷过程,并考虑右巷(胶运巷)的锚杆原始支护、锚索补强支护和液压元件的临时支护。研究结果表明:切缝倾角越大,右巷顶板完整性越好,这是由于当倾角较大时切缝尖端发展出的裂纹促进采空区顶板冒落,从而阻隔采场压力向右巷顶板传递;左巷顶板的冒落越严重;切缝倾角以10°为宜。     

小煤柱巷道围岩变形的力学机理及演化过程研究

为研究小煤柱巷道围岩变形力学机理与演化过程,以石槽村矿某回风巷为研究对象,采用理论分析、FLAC3D数值模拟以及现场实测等方法,分析小煤柱条件下巷道围岩变形的主要影响因素以及表征特点。研究结果表明:侧压系数为巷道围岩变形的主控因素;侧压系数与巷道顶底板位移量呈正比关系,与两帮位移量呈反比关系;回风巷每次受采动影响时,变形可分为巷道稳定阶段、位移分化阶段以及位移加速变化阶段;围岩变形主要发生在一次采动影响时,此时巷道变形呈现明显的不对称,左右两帮的位移量差异明显,巷道的中心位置明显偏移。研究结果可为小煤柱巷道围岩支护提供技术参考。