“三硬”煤层开采覆岩活动规律相似材料试验研究

为研究"三硬"煤层开采覆岩活动规律及采动支撑压力变化,以忻州窑矿8935工作面为研究对象,通过开展相似材料模拟试验,分析"三硬"煤层开采覆岩破坏特征及应力变化规律,得出上覆岩层损伤演化规律。结果表明:顶板垮落规律明显,初次垮落具有突发性,无明显征兆,且初次垮落步距较长,周期来压规律明显;开采过程中顶板、底板、煤层支撑压力动态变化,且应力集中系数最大值出现在煤层中,极易出现煤层突出。根据顶、底板应力变化规律划分支撑压力影响区域。     

深孔预裂爆破对含坚硬顶板高瓦斯煤层的综合作用研究

为研究深孔预裂爆破技术在含坚硬顶板高瓦斯煤层开采中的应用,以顾桥矿1123(1)工作面坚硬顶板为研究对象,基于小挠度理论建立了坚硬顶板垮落力学模型,导出了初次来压步距计算式;综合考虑瓦斯抽采需要,对深孔预裂爆破孔进行了优化设计,并在工作面顶板中开展了现场试验研究。结果表明:在工作面推进至27.3m时出现垮落,爆破后钻孔瓦斯流量显著增加,部分提高至30倍以上,瓦斯抽采量提高了3.5倍,初采期间安全回采煤炭25万吨,实现了坚硬顶板控制和卸压增透双重作用。     

大跨度巷道顶板围岩破坏特征及控制技术研究

为了研究大断面及大跨度巷道围岩变形特点,依据矿压及岩层控制理论建立大跨度巷道顶板力学模型,将大跨度巷道顶板抽象成一个简易梁结构,并对其进行分析可知,大跨度巷道破坏主要与巷道断面大小、围岩性质、巷道埋深、岩体完整性、巷道围岩的地应力、地下水以及巷道的支护形式与支护参数等有关,当顶板所承受的力大于它的极限承载力时,它就会沿着巷道两帮滑移切断;针对其破坏形式提出了大跨度强化梁控制技术,可以有效防止顶板垮落。     

近距离煤层上行开采巷道优化布置及煤层卸压效果试验分析

为解决近距离煤层上行开采上煤层出现台阶状下沉问题,以西曲煤矿南三盘区近距离煤层群为研究背景,结合其煤层地质条件,采用理论计算对南三盘区近距离煤层群上行开采进行可行性判定,并建立数值和相似模拟模型,模拟留煤柱和错层位巷道布置开采,对上行开采煤层垮落形式和卸压效果进行试验分析。试验结果表明:煤层上行开采过程会导致上层煤位于垮落带内;采用留煤柱巷道布置上煤层出现台阶状下沉现象,错层位巷道布置上煤层连续下沉不会出现台阶状下沉;错层位巷道布置上行开采,上煤层卸压效果良好,无应力集中现象。研究结论可为类似条件上行开采和岩层控制提供参考。     

综放开采覆岩破坏模型及导水裂隙带高度研究

为保障水体下采煤安全,提出一种新的导水裂隙带高度预测方法。通过构建岩层悬空完整力学模型、岩层悬伸破断模型和破断岩块力学模型,分析煤层上方岩层初次垮落机制、岩层悬伸破断机制和岩块结构失稳机制,进而提出一种综放开采导水裂隙带高度理论预测方法;用此方法预测沙坪矿某综放工作面的导水裂隙带高度,并将该理论预测结果与回归分析法和数值模拟方法综合预测的结果进行比较。结果表明:理论预测结果与回归分析、数值模拟预测结果基本吻合。     

巷道围岩再造承载层机理及数值模拟

在分析大变形巷道基本支护系统基础上,依据应力转移与强抗承载的围岩稳定思想,提出了巷道围岩再造承载层机理,建立了巷道围岩再造承载层稳定性力学模型,分析了巷道围岩再造承载层的稳定因素,最后进行了数值模拟。结果表明:巷道基本支护系统的承载能力与作用范围有限,基本支护系统作用下巷道浅部围岩呈“O”形整体收敛,弹塑性界面离层明显;而巷道两帮再造承载层与基本支护系统形成“Ω”形承载结构体,整体承载能力加强,顶板应力由底板深部转移改变为向两帮外伸移动,两帮围岩移动由巷道内收敛改变为向巷道底角外扩散,巷道围岩稳定性提高;巷道围岩再造承载层位置越高、长度越大,围岩越稳定;无支护巷道两帮垂直应力集中区明显,支护后巷道两帮垂直应力集中区得到弱化,浅部围岩形成“Ω”承载拱形体,两帮与顶板位移变化量较小,底鼓量为无支护巷道的84.65%,应进一步做好底鼓控制,围岩整体收敛变形较小,支护效果明显。     

长壁留煤柱采空区系统荷载传递效应研究

为研究长壁留煤柱采空区系统荷载传递规律,采用改进矩阵力法并结合数值模拟对煤柱群-顶板结构荷载传递规律进行研究。以某煤矿长壁留煤柱开采为例,采用改进力法,即支反力F取代等效弯矩Xn,建立了煤柱群-顶板力学模型;结合数值模拟研究局部煤柱承载力衰减对临近煤柱承载力影响规律,以及煤柱群-顶板整体系统塑性区域扩展和应力分布规律。结果表明:1)随局部煤柱承载力衰减,荷载逐渐转移到周围煤柱之上,临近煤柱分担荷载最多,相隔煤柱受到的影响较小;2)若相邻煤柱因转移荷载而压溃,则荷载将进一步向外转移扩散,影响煤柱顶板系统整体稳定性;3)荷载转移率是影响煤柱群-顶板结构稳定性的重要因素,当各个煤柱承载力较为均衡时,荷载转移率较高,与力法分析结果相近。当转移荷载过大时,顶板围岩也参与到分担转移荷载的工作中,顶板围岩系统稳定性影响非常大,很可能在未导致临近煤柱失稳时,该处局部顶板已经发生了垮落,对整体稳定性产生威胁,这不但与荷载转移率有关,也与顶板围岩性质密切相关,也是继局部煤柱失稳后威胁煤柱群-顶板整体系统稳定的原因所在。     

剪切速率及法向应力对煤散体抗剪强度影响研究

在煤层巷道垮落后需安全快速地开挖出1条应急救援巷道，为了了解开挖速率和法向压力对救援巷道稳定性的影响，通过将垮落的破碎煤视为均质散粒体的方式，采用相似模拟实验的手段，分析了剪切速率和法向压力对煤散体抗剪强度的影响。研究结果表明:煤散体的抗剪强度与其对应的法向应力存在线性关系，该关系近似符合莫尔库仑强度准则，但剪切强度增长率随法向压力增大而先增大后减小；在相同法向应力作用下，剪切速率对黏聚力的影响明显大于对内摩擦角的影响。     

极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”发育规律研究

为深入研究极近距离煤层综放开采工作面覆岩“两带”的动态发育规律,采用理论推导、数值模拟和现场实测相结合的方法,分析袁店一矿824工作面覆岩“两带”的裂隙演化特征。结果表明：从岩层层向拉伸率角度,研究上覆岩层垮落带和导水裂隙带的垮落程度,考虑角度影响推导出岩层弯曲下沉边缘段变形前后的长度计算公式,根据覆岩的碎胀特征计算各岩层的最大下沉量,预测垮落带和裂隙带的范围分别为30.2～41.2 m和70.7～78.2 m;采用3DEC数值模拟分析该矿824工作面开挖后上覆岩层垮落的基本形态和裂隙分布规律,结合其应力、位移云图和监测线位移曲线的分布特征,得出垮落带和裂隙带的高度分别为32.50 m和77.25 m;采用分布式光纤应变监测系统,监测工作面前方80 m处上部顶板的受力情况,得出受采动影响的光纤应变呈起伏变化,且应变分布与地层岩性存在对应关系,得出垮落带高度约30.4 m,裂隙带高度约74.8 m,验证采用层向拉伸率和覆岩碎胀性2个方面来预测工作面覆岩“两带”高度的合理性,可为类似方面的研究与施工提供相应的技术依据。     

叠加应力作用下急倾斜煤层区段防水煤柱留设研究

以急倾斜开采防水隔离煤柱留设为工程背景,采用理论分析和数值模拟作为主要手段,对急倾斜煤层上部覆岩运动规律进行了研究,认为煤层开采过后上覆岩层运动与水平煤层有较大差异,呈现岩层运动不对称垮落,煤柱裂隙发育度应该为左高右低,急倾斜煤层隔水煤柱上部塑性区宽度大于下部塑性区宽度,呈非对称分布。通过数值模拟得出,35 m保护煤柱下,上工作面裂隙发育高度大于下工作面,两工作面断裂拱发育不对称;煤柱中间区域位移量较小,可以满足生产要求;煤柱在上下两工作面作用下,压力峰值较高,达到18 MPa,上工作面靠近煤柱侧压力也较高,整个支承压力曲线呈现多个波峰波谷。     

大倾角煤层开采覆岩破断机制研究

为了探究大倾角煤层开采覆岩变形、失稳、破断的演化特征,结合潘二矿1212(3)工作面地质与工程条件,采用数值模拟、物理模拟、理论分析相结合的方法,分析了大倾角煤层开采覆岩变形破坏规律,探讨了巨厚砂岩直覆和无坚硬岩层2种条件下大倾角煤层开采顶板破断失稳形式。研究结果表明:受倾角影响直接顶冒落、滑移,充填下部采空区,基本顶中上部挠度最大而发生断裂,破断裂纹逐渐向基本顶两侧及相邻岩层演化;大倾角煤层倾向岩层间的联动时序性破断是形成非对称拱形承载结构的主因;预裂爆破巨厚砂岩顶板、充填开采软弱岩层工作面可促使关键块体组成的拱形承载结构形成,保证大倾角工作面安全回采。     

综放工作面覆岩破坏特征及裂隙演化相似模拟试验研究

针对煤层开采后常出现矿压显现剧烈、煤岩透气性增大和地表下沉等问题,利用二维相似模拟试验研究综放工作面覆岩破坏特征并通过分形理论表征裂隙演化规律.试验结果表明:煤层基本顶初次来压步距为78 m,周期来压步距为24 m;煤层采动裂隙发育,距煤层顶板超过35 m;煤层开采后形成的覆岩裂隙具有分形特征,其分形维数随工作面的推进...     

基于热流固耦合工作面前方瓦斯渗流数值模拟

通过分析温度和地应力对深部煤体瓦斯运移规律的影响,建立了瓦斯渗流热流固耦合模型,以贵州省松和煤矿15#煤层12150采煤工作面为例,利用ComsolMultiphysics软件对深部煤层工作面前方瓦斯渗流进行数值模拟。研究结果表明:受采动影响,在工作面前方“三带”中,卸压区存在大量新裂隙和通道,瓦斯压力梯度最大;在应力集中区至卸压区过渡段瓦斯压力下降速度最快,解释了在该区容易导致瓦斯突出的原因;在应力集中区,瓦斯压力和有效应力较高,压缩煤体,导致煤颗粒排列紧密,渗透率降低;在卸压区,煤体体积形变逐渐变大,产生了很多新裂隙,发生扩容,渗流通道贯通,导致渗透率急剧增加,因此在应力最大处形成了煤层渗透率最低点,随着时间的推移,渗透率最低点逐步远离工作面;在采煤工作面前方,虽然温度升高后瓦斯热运动加剧,有促进瓦斯渗透率的趋势,但由于工作面前方有效应力较大,煤体受热膨胀应力小于有效应力,导致煤体内膨胀,渗流空间减小,造成渗透率降低。     

分层充填开采煤层瓦斯运移方式及涌出规律研究*

为了探究使用分层充填法采煤过程中煤层瓦斯的运移方式及涌出规律,以高河煤矿E1302工作面为研究对象,采用实验室试验、理论分析、数值模拟相结合的方法建立数学模型,利用数值模拟软件对煤层瓦斯的运移方式及涌出规律进行求解。研究结果表明:使用分层充填法采煤时,充填体渗透率远大于煤体,下分层煤体中的瓦斯会以充填体为媒介向工作面涌入;开采过程中,工作面瓦斯压力随开采时间逐渐降低,开采30 d后,煤层最大瓦斯压力下降18.75％,最大瓦斯渗流速度始终位于充填体、工作面、下分层煤体交界处;工作面绝对瓦斯涌出量随着开采时间的推移呈波动式下降。     

孤岛工作面支承压力影响下顶板破坏机理研究

为了探讨孤岛工作面支承压力影响下顶板破坏机理,通过采用理论分析,建立薄板力学模型,对孤岛工作面顶板弯矩分布规律进行分析,并结合实验室数值模拟手段对工作面顶板支承压力集中系数及顶板围岩塑性区演变规律进行研究。研究结果表明:在支承压力作用下,随着推进距离的增大,顶板支承压力集中系数呈现增大的趋势;工作面顶板煤壁中部弯矩显著大于煤壁两侧弯矩,该结果合理解释了工作面方向上支架工作阻力不相等的规律;顶板断裂的塑性区演变特征存在时空效应及力学特征,顶板四周所形成的横向“O”型破断与横向“X”型破断,共同构成了顶板破断的横“O-X”破断形式。     

基于基本顶断裂位置分析剩余煤柱稳定性

为简化支承应力表达式及全面分析煤柱稳定性,基于基本顶断裂位置建立工作面剩余煤柱载荷力学模型,将指数函数型支承应力曲线简化为与其拟合的幂函数抛物线,推导出剩余煤柱载荷及极限宽度B表达式。计算得出312工作面基本顶断裂位置与非开采帮塑性区边缘距离d为8.6～11.5 m,B为8.06～8.85 m。研究结果表明：随着d增加,煤柱载荷及B均逐渐增大;B随煤层黏聚力与内摩擦角的增加而减小,随煤层埋深、应力集中系数、侧压力系数、煤层厚度及工作面采高的增加而增大。研究结果有助于更加全面地分析煤柱稳定性,为工程实践提供一定理论指导。     

基于FLAC3D的分层开采再生顶板裂隙控制效果分析

为了解决顶板裂隙漏风诱发的顶煤甚至采空区遗煤自燃问题,基于州景煤矿再生顶板现场实况,应用FLAC3D软件对比研究有无灌注纳米浆泡材料处理的再生顶板应力、位移以及孔隙率变化.结果表明:在不采取任何控制措施的情况下,巷道顶板位移大,极有可能会发生顶板垮塌事故且应力在两帮集中,两帮位移大,巷道断面收缩率极大;若使用纳米浆泡材...     

上保护层开采对下部特厚煤层移动变形规律及保护效果考察研究

选取海石湾煤矿特厚煤层6124工作面为研究对象,为了确定上保护层开采对下部特厚煤层6124工作面的影响,运用FLAC3D软件对上保护层开采后被保护层应力和位移变化规律进行了数值模拟研究。研究结果表明:被保护层被保护区域位移沿垂直方向呈“拱形”分布,被保护层最大位移变化量为354 mm,变化范围在160～354 mm之间;被保护层被保护区域的应力变化呈“V”形分布,被保护层最大拉应力变化量为0.489 MPa,变化范围在0.314～0.489 MPa之间,最大压应力变化量为31.3 MPa,变化范围在25.8～31.3 MPa之间;实施上保护层开采后,煤层瓦斯抽采率提高了39.5%,残余瓦斯含量降到7.16 m3/t,残余瓦斯压力降到0.58 MPa,该参数的确定为海石湾煤矿特厚高瓦斯煤层的合理开采提供了一定的理论指导。     

特厚煤层沿空掘巷合理留设小煤柱的试验研究

为减少煤柱损失量,改善巷道维护现状和提高煤炭回采率,以庞庞塔煤矿10#特厚煤层为工程背景,采用理论计算、FLAC3D数值模拟和现场观测方法对该矿特厚煤层综放沿空掘巷留设的小煤柱宽度进行了研究。计算表明:小煤柱合理留设宽度为7.7～9 m。以小煤柱理论计算为基础,结合工作面端头侧的应力与煤柱侧向支承压力分布特征,提出了4种小煤柱留宽方案,通过数值模拟对比分析不同留宽煤柱在掘巷和回采阶段的围岩应力和受载变形情况,最终得出小煤柱合理留宽为9 m。工程实践表明:按9 m留设区段煤柱,并采用合理支护设计,巷道顶底板及两帮变形量较小,煤柱稳定性良好,留宽方案满足生产使用要求。