高强度采动覆岩——地表偏态下沉规律研究

科学认识和掌握覆岩破断特征和地表下沉规律是煤炭绿色开采的重要基础,有利于减小煤炭开采扰动对地表构筑物和生态环境的损伤程度。基于离散元模拟软件建立数值模型,探究了不同推进距离下覆岩破断运移特征,得到了地表偏态下沉规律,采用理论分析和物理模拟手段验证了研究结果的可靠性。结果表明:开切眼侧岩层破断角大于工作面侧岩层破断角,覆岩的偏态垮落传导至地表,造成地表的偏态下沉。该研究成果为研发煤炭减损开采技术提供创新性理论支撑。

弹−塑性基础边界两侧采空(留煤柱)基本顶板结构初次破断特征

为了研究两侧采空留煤柱工程条件下基本顶板结构的断裂位态及工程指导意义,构建考虑实体煤弹塑性变形与两侧煤柱宽度及支撑能力弱化的基本顶板结构双塑化基础边界力学模型,基于有限差分算法与主弯矩破断准则系统计算了在非对称煤柱区和长边实体煤区的断裂线形态、区位属性及整体位态特征,并从7个层面、横纵向4对区域与传统模型对比,阐明新模型所得新结论及工程意义。结论如下:(1)两侧非对称煤柱参数对长边实体煤区域的基本顶主弯矩及破断位置影响小,但分别显著影响煤柱区的主弯矩大小、位置及断裂形态。两侧煤柱区(较强/宽煤柱区+较弱/窄煤柱区)基本顶断裂线形态有3类演化模式,随基本顶厚度及弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小,其变化规律为:非对称的“连续单弧形+连续单弧形”→“连续单弧形+开口间断双短弧形”→非对称的“开口间断双短弧形+开口间断双短弧形”。(2)长边实体煤区基本顶的断裂线主要有3类区位属性,随基本顶厚度及弹模增大而实体煤的塑性区宽度、塑化程度及悬顶跨度减小,其演变规律为:断裂线在塑性煤体区(C-S式)→弹塑性煤体分界区(C-TS式)→弹性煤体区(C-T式);(3)考虑断裂线区位属性,随基本顶厚度和弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小的基本顶全区域破断模式及演变规律为:C-S式的■→C-TS式的■→C-T式的■→C-T式的■→C-T式的■。针对研究两侧采空(煤柱)基本顶板结构破断的3类力学模型,从7个层面对比了3类模型的重要区别,从横向4个区域(开采区域的前方与后方、两侧煤柱区)与纵向4个区域(非对称遗留煤柱下伏、下伏开采空间出/进煤柱/体)阐明了其重要工程作用。

承压破碎无烟煤气体渗透特性影响因素实验研究

垮落带破碎煤岩体空隙结构演变直接影响垮落带气体渗透特性,进而影响废弃矿井采空区煤层气运移富集规律。利用自主设计研发的第二代破碎煤岩体压实-渗流-CT扫描试验系统,开展5种粒径破碎无烟煤在不同气体压力、轴向应力及空隙率条件下162组渗透实验。结果表明:(1)气体在破碎无烟煤中运移时气体压力、流量随时间一直处于动态变化直至达到吸附平衡,流量、压力恒定。(2)低雷诺数下气体在破碎无烟煤中流动需要拟启动压力梯度,其值处于158.89~1408.64 Pa/m,并随着轴压增大、空隙率减小而增大。(3)破碎无烟煤渗透率处于10^(-12)~10^(-10)m^(2),且渗透率随气体压力、空隙率增加分别呈现对数、指数函数式增长趋势。(4)颗粒粒径越大则相同装料空间内破碎煤样初始空隙越大,更易于气体流动,因此相同空隙率时破碎无烟煤渗透率随粒径的增大而增大;不同粒径颗粒渗透率平均变化幅度均随空隙率减小而减小;然而颗粒粒径越大,减小相同空隙率时破碎无烟煤渗透率变化幅度减小越明显。废弃矿井采空区煤层气地面抽采时,地面钻井应优先布设在垮落带破碎煤岩体连同纵向“高位环形裂隙体”共同构成的“U”型高渗煤层气富集区内。

窄煤柱综放煤巷钢梁桁架非对称支护机理及应用

针对王家岭煤矿窄煤柱综放煤巷围岩控制难题,分析指出相邻大型综放工作面覆岩剧烈活动及其基本顶对巷道区域直接顶的倾斜挤压力是导致顶板产生水平移动和非对称破坏的本质原因。建立考虑基本顶对直接顶倾斜挤压应力的窄煤柱综放煤巷直接顶力学模型,得出巷道顶板最大变形区域(7.5≤x≤9.5 m)。研发了以钢梁-槽钢组合结构和多根锚固至顶板纵深处锚索为关键部件的多锚索钢梁桁架系统,阐明其控制原理。建立多锚索钢梁桁架非对称支护的力学模型,得出非对称弯矩减小量分布特征,探讨其与非对称变形的一致性,并结合现场实践确定控制方案。现场实践表明,20103运输巷采用钢梁桁架非对称支护技术后,围岩变形量均控制在安全范围内,实现了对窄煤柱综放煤巷围岩非对称变形破坏的有效控制。

采动垮冒型顶板煤巷强力锚索桁架支护系统试验

阳泉煤业集团新元煤矿大跨度垮冒型顶板的运输巷受剧烈采动压力作用,其锚杆锚索支护效果差,基于现场调研和锚索测试资料分析,提出了强力锚索桁架与小孔径高预应力锚索联合支护的新型支护系统。通过研究得出该巷道顶板部分岩层在这种支护作用下形成双拱形强应力区,并分析双拱耦合支护机理。选取东四运输巷一段试验,采用KZL-300型顶板离层值自动记录仪,记录下该巷道顶板离层值。试验结果表明:采用强力锚索桁架与短锚索联合支护系统后,试验段巷道顶板离层量平均仅6.12 mm;巷道服务期间,顶板及两帮位移量分别较其他运输巷减少71.90%和57.45%,受二次或多次剧烈采动影响巷道得到稳定,保证了井下施工作业安全。

考虑煤体弹-塑性变形的基本顶板初次破断结构特征

建立考虑煤体弹-塑性变形的基本顶板结构初次破断力学模型,依据有限差分原理和主弯矩破断准则,系统计算研究了弹-塑性基础边界基本顶板结构初次破断位置、破断顺序以及全区域破断形态特征的影响因素及权重关系,并阐述了该力学模型的工程意义,得到:①基本顶厚度h、弹性模量E较大,而弹性煤体基础系数kt及悬顶跨度较小时,基本顶的破断位置及顺序为:开采悬顶区中部下表面→深入未塑化的弹性煤体区上表面→短边深入未塑化的弹性煤体区上表面,在弹性煤体区上覆形成“O”型断裂圈;反之,基本顶的破断位置及顺序为:深入塑化煤体区上表面→开采悬顶区中部下表面→短边深入塑化煤体区上表面,在塑化煤体区上覆形成“O”型断裂圈,最终均形成“O-X”型破断形态;②煤体塑化范围b0及塑化程度增大时,基本顶断裂线深入煤体的距离与基本顶各个区域的主弯矩绝对值均增大,即基本顶悬顶跨度会减小;③b0及浅部塑化煤体基础系数k0较大时,基本顶的破断位置及顺序为:开采悬顶区中部下表面→长边深入塑化煤体区上表面→短边深入塑化煤体区上表面,在塑化煤体区上覆形成“O”型断裂圈;b0,k0较小时,基本顶的破断位置及顺序为:长边深入弹性煤体区上表面→开采悬顶区中部下表面→短边深入弹性煤体区上表面,在弹性煤体区上覆形成“O”型断裂圈,最终均形成“O-X”型破断形态;④k0与kt为任意比值不变且kt与h3为任意比值不变时,基本顶的主弯矩大小、位置及破断规律不变。

厚煤顶大断面切眼裂隙场演化及围岩稳定性分析

针对厚煤顶大断面切眼宽度日益增大，围岩控制难题日益凸显的窘境，选取山西五家沟煤矿5203切眼为工程背景，采用UDEC数值模拟了切眼宽度6～10m过程中，围岩裂隙场分布特征、拓展趋势及相对演化规律。结果表明：围岩裂隙场分为3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区，均呈“半椭圆”状；切眼宽度的增加，顶板裂隙3区深度与切眼宽度成正比关系；两帮裂隙3区呈“台阶式”增长；底板裂隙贯通区呈“台阶式”增长，其余两区线性增长。同时，加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区的转化和裂隙发育区向裂隙贯通区的转化。由侧压系数1．0时不同切眼宽度等应力轴比分析，可知：顶板塌落区高度与巷高呈正指数增大，两帮塌落区厚度呈负指数减小。认为：性能优越的锚杆可更好的限制裂隙滑移，延缓围岩碎胀变形；双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区，可封闭顶板中部裂隙贯通区。基于此提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术，切眼掘出后10d实现自稳，顶底板相对移近量125mm，两帮相对移近量94mm，顶板累计离层3mm。该研究丰富了大断面切眼围岩控制理论及实践经验。

综放沿空巷道围岩卸压控制研究

采用计算机数值模拟计算及现场观测方法 ,结合松动爆破技术分析了本煤层布置卸压巷对综放沿空巷道围岩卸压的机理 .沿空巷道卸压控制的实质是使围岩高应力区沿倾向向煤体深部转移 ,卸压巷位置及松动爆破强度是卸压技术的关键 .现场应用实践表明 ,卸压控制是治理综放沿空巷道围岩强烈变形破坏的科学有效方法 ,并取得了显著的技术经济效益 .

淋水碎裂顶板煤巷锚固试验研究与实践

煤巷顶板锚固区域富水岩层支护中出现的沿锚杆(索)钻孔持续渗、淋、涌水难题是工程中亟待解决的问题。采用一种新型锚杆(索)防水锚固剂进行了相关防水性配比试验研究;为了获得煤系碎裂顶板持续渗水作用下粉砂岩强度变化规律,在现场与实验室分别进行渗水试验。结果表明:NS-1不饱和聚酯树脂及添加2%的XS-1高分子速溶胶粉是防水型锚固剂关键点;在静水浸泡作用下,粉砂岩抗压强度呈现先缓慢增大而后快速衰减的变化规律;在动水渗流、循环风干作用下粉砂岩在36～42 h内裂隙开度增加,强度持续弱化。研究了粉砂岩顶板水与支护体耦合作用关系,在团柏煤矿101101巷道进行新型锚固剂锚杆(索)锚固试验,防水型锚固剂在钻孔渗流量为140 mL/s时,仍能达到208 kN的锚固效果;试验结果表明,对锚杆、锚索施加高预应力和采用防水锚固剂可保证顶板淋水碎裂煤巷的稳定。

大倾角综放面支架稳定性及其控制技术研究

基于葛亭煤矿2313大倾角综放区段地质生产条件,建立综放支架稳定性力学模型,分析得出支架倾倒下滑及歪扭的关键影响因素和控制措施。2313综放面ZF4200/16/26型液压支架处于无约束条件下,在煤层倾角大于16°时应采取防滑技术措施,在煤层倾角大于29°时应采取防倒防滑技术措施。葛亭煤矿通过实施支架稳定性控制技术措施,实现了煤层平均倾角36°、最大倾角51°的大倾角综放面的安全高效开采。

千米深井大跨度煤巷顶帮桁架联合控制技术

针对邢东矿千米深井大跨度采准煤巷围岩急剧变形失稳的矿压显现特征,本文提出了采用高预应力强力锚杆支护系统、顶板桁架锚索和煤帮锚索-槽钢桁架联合支护千米深井巷道的控制对策,阐述了其控制原理,并综合应用理论计算分析、数值模拟优化和工程类比等方法确定联合控制方案。现场实践表明,该方案能有效解决千米深井大变形煤巷围岩控制难题,且产生了显著的技术经济效益,为更深部采区更高应力条件下的锚杆索支护提供技术依据。

大断面切眼主应力差转移规律及支护技术

为解决厚煤层大断面切眼支护难题，选取某煤矿5206切眼为研究对象，采用UDEC模拟研究了切眼宽度为6～10 m的过程中，围岩主应力差、变形、裂隙场的响应特征，结果表明：顶、底、两帮主应力差分布形态均呈浅部逐渐升高、深部降低特征；随着切眼宽增加，顶板主应力差峰值呈先恒定后降低，底板主应力差呈先降低再恒定，而两帮主应力差逐渐升高的趋势；主应力差峰值向深部转移幅度：两帮〉顶板〉底板。项板和两帮深部位移曲线呈指数关系向深部递减，而底板深部变形曲线有明显拐点，呈台阶式降低，表面最大位移呈顶板〉两帮〉底板；围岩裂隙场分3个区：裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区，半椭圆状分布，裂隙贯通程度呈中间大于两侧、浅部大于深部。认为：高性能锚杆可以更有效地限制裂隙滑移，双桁架锚索可锚固在顶板肩角无裂隙区和深部预应力叠加区，可有效加强支护顶板，抵消部分主应力差。基于此，提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术，支护完成后10 d自稳，顶板累计离层3 mm，顶底板相对移近量125 mm，两帮相对移近量94 mm。

新三矿大断面空间近距交叉巷道数值分析及支护

为了解决大断面空间近距交叉巷道的支护难题,采用FLAC3D数值模拟软件分析空间交叉巷道的应力分布特点以及沿下方巷道轴向方向形成的应力增高和降低区。比较不同方案在应力增高区内的支护效果,确定最终空间交叉巷道支护方案。结合新三矿现场条件设计具体的加固补强的支护参数,并在实践中取得较好效果。

综采面直接顶滑落冒顶的机理与控制

根据现场实测和模拟实验结果，阐明了直接顶块裂岩体滑落冒顶的特征，建立了相应的力学模型，采用矢量计算法研究了块裂岩体稳定性及其控制参数。在此基础上，提出了控制滑落冒顶的技术措施。

浅埋坚硬煤层工作面超前支护技术研究

针对盛鑫煤矿浅埋坚硬煤层51101综采面超前支护区域巷道的支护技术难题,通过现场调研及工程类比等方法,对其围岩变形的影响因素及破坏特征进行了分析,并确定出工作面超前支护区域巷道支护参数。运用FLAC3D数值模拟软件,对支护前后巷道围岩位移场变化进行对比分析,分析得出顶板最大下沉量及底板变形量收敛值明显降低,支护参数合理可行。现场实践表明:51101工作面超前支护区域围岩变形速度及围岩变形量都在安全合理范围之内,实现了矿井的安全高效开采,同时为相似工程地质条件下的超前支护技术提供一定借鉴。

特大断面厚煤顶开切眼复合桁架锚索围岩控制技术

针对五家沟煤矿断面达9.0m宽,3.5m高的留厚煤顶特大断面切眼支护难题,采用复合桁架锚索支护系统对该综放面切眼进行支护。结合现场实际的地质条件确定了锚索长度、锚索角度、孔口帮距等主要的支护参数,形成了最终的支护方案。运用数值模拟软件对原支护方案和现支护方案进行了数值模拟分析对比,分析得出采用预应力复合桁架锚索支护系统控制该特大端面开切眼围岩是安全可靠的。该支护方案在现场5203综放面开切眼试验取得成功,巷道断面收敛率小,为相似地质条件下的厚煤顶特大断面开切眼围岩控制提供了借鉴意义。

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。

深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控制

针对深部破碎软岩巷道围岩稳定性控制难题,以邢东矿-980车场巷道为研究对象,采用现场调研、数值模拟、井下试验及现场观测等方法分析围岩变形破坏特征,揭示其破坏机制,针对性地提出了以高强锚杆密集支护、新型喷层结构护表、滞后注浆加固为主体的多层次锚喷网注联合支护系统,详细阐明了具体支护措施的围岩控制机制,并用数值方法分析了锚杆间距、喷层厚度对于围岩应力场和位移场的影响规律。研究表明:(1)随着锚杆间距减小(0.7 m→0.3 m),锚杆承压拱和喷层结构的承载能力呈幂函数增长趋势,锚固区围岩压应力呈线性增长趋势,围岩变形量明显降低;(2)随着喷层厚度增大,喷层结构承载能力近似线性增长,锚固区围岩压应力亦呈增长趋势,各部位围岩位移量显著降低;(3)当喷层厚度达到200 mm时,非锚固区内围岩大部分处于压应力状态,拉应力区大幅减少。基于上述研究,结合现场地质、生产条件确定试验巷道围岩支护方案,并进行现场应用。工程实践表明,多层次锚喷网注联合支护技术可有效控制深井破碎软岩巷道围岩大变形,实现深井巷道围岩的稳定性控制。

大断面切眼顶板偏应力运移及围岩稳定

为了探究大断面切眼顶板控制机理,以某煤矿5205切眼为工程背景,采用UDEC4.0模拟了切眼宽度6~10 m过程中,顶板偏应力、裂隙场、变形规律等响应特征。结果表明:①顶板偏应力呈浅部逐渐升高,深部逐渐降低的分布形态,宽度越大顶板浅部偏应力越小,而深部偏应力越大,同时,偏应力极大值逐渐降低并向深部转移。②围岩裂隙场分为3个区:裂隙贯通区、裂隙发育区、微裂隙区,均呈'半椭圆'状。③切眼宽度的增加,加剧了顶板微裂隙区向裂隙发育区及裂隙发育区向裂隙贯通区的转化,同时,顶板下沉增大。认为:顶板的控制首先保证帮不稳定三角块的稳定;高性能锚杆可更好地控制裂隙滑移。④双桁架锚索可锚固在肩角无裂隙区和顶板深部预应力叠加区,可抑制顶板中部裂隙贯通区的拓展和变形。基于此提出了高强高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术,矿压结果:切眼掘出后10 d实现自稳,顶底板相对移近量128 mm,两帮相对移近量96 mm,顶板离层4 mm。

大采高液压支架倾倒特征与控制条件

在现场调研实测基础上，分析了大采高液压支架倾倒特征，采用力学方法研究了支架倾倒的控制条件．有关研究方法和结果在实践中得到了成功验证．