基于滑移线场理论的巷道底鼓机理与防治技术研究

基于滑移线场理论对巷道底板岩层建立滑移线场模型,以山西焦煤回坡底煤矿1021巷为工程背景,研究了巷道非对称性底鼓机理,并提出了合理的底鼓防治技术。研究结果表明,巷道底板滑移线应力场中存在均匀应力场与非均匀应力场,从两帮往巷道中心线处,底板应力逐渐减小;底板滑移线主动区速度垂直向下,过渡区受主动区挤压而发生旋转并挤压被动区,被动区向上运动,从而产生巷道底鼓现象。回坡底煤矿1021巷由于受到孤岛煤柱应力集中作用,巷道两帮支承压力呈非对称分布,靠近煤柱一侧的高支承压力在底板形成滑移线场,其速度场方向指向远离煤柱一侧巷帮,因此1021巷底鼓现象具有明显的非对称性分布特征,远离煤柱一侧底鼓量较大。针对1021巷滑移型底鼓特征,采用单体锚索平行布置的非对称性支护进行巷道底鼓防治,现场应用效果良好。

近距离煤层工作面煤柱合理留设与巷道围岩控制技术

为探究近距离煤层工作面煤柱合理留设宽度以及回采巷道围岩控制技术,以回坡底煤矿近距离煤层开采为工程背景,通过数值模拟、理论分析、现场实践等技术手段对不同宽度条件下煤柱破坏演化过程、影响因素、底板破坏范围以及11号煤层回采巷道围岩控制技术进行了深入研究.研究结果表明:(1)煤柱在预留煤柱时期、区段煤柱时期、保护煤柱时期、孤岛煤柱时期四个阶段过程中,煤柱破坏范围逐渐增大;煤柱弹性核占比均随煤柱宽度的增加而增加,本煤层回采巷道随煤柱宽度的增加从非对称性破坏逐渐演化为对称性破坏.煤柱破坏宽度与煤层倾角、黏聚力、煤柱宽度、内摩擦角和泊松比等因素成反比关系,只与埋深成正比关系.(2)随着煤柱宽度增大,煤柱底板破坏宽度与深度会发生变化,且底板破坏集中在煤柱边缘侧,煤柱正下方底板破坏区域较小.(3)煤柱应力集中作用致底板下方最大主应力发生偏转,底板任意一点与煤柱中心线的距离越大,最大主应力偏转角度越小;随着11号煤层巷道与煤柱边缘距离的增大,巷道围岩塑性区由倾斜的“X”形分布转变为倾斜的“8”形分布,再转化为倾斜的“O”形分布,最终转化为椭圆形分布;离煤柱距离较近时,巷道往往出现非对称性破坏,支护也要采取非对称支护形式.

近距离煤层回采巷道底臌机理与防治技术研究

为探究近距离煤层回采巷道底臌机理与防治技术,以回坡底煤矿1021巷为工程背景,通过力学分析、数值模拟等研究方法,对巷道底板应力场、速度场、最大破坏深度进行研究;对底板铝质泥岩建立力学模型,探究影响压曲临界应力的因素,分析线性荷载系数λ与底臌形态的关系;采用试验法对底板岩样的崩解性、膨胀软化特征进行分析。研究结果表明:巷道底板最大破坏深度为4.3 m,增大底板岩层黏聚力与内摩擦角可减小底板破坏深度。底板主应力方向受煤柱影响发生偏转,速度场方向指向远离煤柱一侧巷帮,导致巷道底臌呈非对称性分布;底板压曲时的临界应力与岩层跨度L、荷载q1(x)呈反比,与厚度t、弹性模量E、泊松比μ呈正比;当底板受到非对称荷载作用时,最大底臌量位置随λ的改变而发生转移;当岩样浸泡时间较长时,干.湿循环条件下岩样的崩解程度较自然浸水条件下岩样的崩解程度高,当岩样浸泡时间较短时,岩样力学强度随时间的延长而降低,但降低速率逐渐减缓;1021巷底板采用单体锚索平行布置的非对称支护,取得了较好的支护效果。

“两进一回”通风系统氧化带宽度影响因素分析

为使“两进一回”通风系统应用效果最佳,降低采空区遗煤自燃危险性,基于理论分析结合COMSOL数值模拟软件,依托魏家地煤矿北1103工作面工程背景,针对第2进风巷不同布设位置、两进风巷风量配比、进风侧封堵墙宽度及工作面推进距离进行了研究,分析了不同工况下采空区氧气体积分数及氧化带范围。结果表明:第2进风巷位置对采空区氧化带范围影响较大,当通防巷位于进风巷右侧0.618D(D为工作面倾向长度)位置时,最大氧化带宽度为23 m;通过改变两进风巷风量配比可减小氧气影响区域,改变采空区氧化带范围;进风巷一侧封堵墙的存在可一定程度抑制采空区漏风,但存在最佳封堵范围;随工作面推进,120 m后采空区氧化带范围整体趋于稳定。

近距离保护层开采瓦斯涌出规律及时空联合抽采措施研究

为解决近距离保护层开采过程中工作面瓦斯涌出超限问题,研究了采动过程中不同阶段底板煤岩体裂隙发育规律,分析了卸压瓦斯运移储集规律,探讨了工作面瓦斯涌出构成,并基于采场走向方向瓦斯涌出区域特征,有针对性地提出了井上下时空联合抽采措施,即“通防巷下行钻孔+低位定向钻孔+高位定向钻孔+地面钻井”,并进行了现场工程试验。结果表明:井上下联合抽采措施可从根本上解决工作面瓦斯超限问题,尤其表现在施工定向钻孔后,瓦斯抽排总量呈指数上升;针对卸压瓦斯运移路径及高瓦斯富集区域进行专项钻孔设计,工作面上隅角瓦斯浓度迅速降低至0.7%以下,抽排瓦斯总量中风排瓦斯含量占比降低至30%~38%,整体应用效果良好。

孤岛煤柱影响下巷道围岩非对称性变形机制研究

通过现场监测与理论分析手段,揭示山西某矿1021巷在10~#煤层孤岛煤柱影响下的非对称变形机制,并提出合理的巷道支护建议。研究结果表明:孤岛煤柱支承压力在底板引起了一定的应力变化,导致1021巷所受主应力与水平方向呈19°夹角,最大主应力来自于孤岛煤柱方向,最小主应力来自于巷道上方采空区方向,主应力的偏转导致巷道围岩塑性区呈"对角式"发育,巷道呈现非对称破坏;巷道顶梁最大弯矩位置随载荷非对称系数λ的增大,逐渐靠近距孤岛煤柱较近一侧巷帮,弯矩最大值M_(max)随λ增大呈线性增大,立柱支护应采用非对称形式;巷道底鼓类型属于复合型底鼓,直接底为挠曲褶皱性底鼓,其最大底鼓量位置随非对称系数λ变化而产生偏移,当λ=2时呈现为对称性,基本底为挤压流动性底鼓,其底板位移速度在远离孤岛煤柱的过程中不断增大,速度与水平方向夹角也不断增大,导致底鼓呈现非对称性;最后根据1021巷围岩变形特点,提出了顶底板非对称支护建议。

非等压应力场巷道围岩主应力差分布规律与稳定性分析

采用理论分析、数值模拟方法对非等压应力场巷道围岩主应力差分布规律与稳定性进行研究,重点分析不同侧压系数下巷道顶底板与两帮的主应力差分布演化规律、塑性区形态和变形演化规律。研究结果表明:侧压系数λ<1时,巷道两帮破坏范围大于顶底板;λ>1时,顶底板破坏范围大于两帮。基于数学拟合得到巷道围岩最大主应力差轨迹线方程,该式可计算出围岩破坏最严重区域。巷道在围岩四周会形成主应力差承载壳,λ增大过程中,承载壳形态演化过程为:水平的类"8"字形→扁平椭圆形→圆形→瘦高椭圆形→类"8"字形。顶底板主应力差峰值随着λ的增大而增大,并向围岩深部转移,两帮峰值随着λ的增大而减小,向围岩浅部转移。巷道围岩塑性区总是分布在主应力差承载壳内,其形态演化过程与主应力差承载壳保持一致。λ增大过程中,巷道顶底板位移曲线离散程度不断增大,两帮位移曲线离散程度先减小后增大。λ<1时,两帮表面位移>顶底板表面位移;λ>1时,顶底板表面位移>两帮表面位移。λ越接近1,巷道围岩稳定性越好。以回坡底煤矿11-1021巷为工程背景,研究发现巷道围岩主应力差呈倾斜的类"8"字形分布,理论分析结果与巷道实际破坏情况吻合,验证了理论的正确性。

煤层纳米孔隙结构对瓦斯运移特性的影响研究

为探讨煤层纳米级孔隙结构对瓦斯运移特性影响机理,选取霍尔辛赫煤矿3号煤层煤样进行小角X射线散射试验,得出该煤层煤体纳米范围内孔隙结构参数及分布特征。基于试验所取得参数,并结合实际地温和储层压力条件进行数值模拟,引入运移通道可达性系数和运移时间定量表征瓦斯输运效率。结果表明:煤样纳米孔隙中瓦斯的主要运移方式为过渡流。孔隙通道内各初始条件对瓦斯运移特性影响不同,孔隙通道可达性系数随孔隙直径的增加而增加。受气体滑脱效应影响,15nm以下通道运移时间随尺度增大急剧衰减。通道内瓦斯运移受启动压力和浓度梯度共同作用,启动压力克服阻力,浓度梯度决定后续运移,运移时间受浓度增益和碰撞阻力效果共同作用。微孔内,运移通道变窄时,可达性系数及运移时间均与窄通道直径正相关;运移通道变宽时,可达性系数受窄通道长度与宽通道直径共同作用,运移时间与可达性系数存在最大差值区域。微孔内,可达性系数与通道几何参数有关,通过数据拟合,并引入太沙基有效应力得出煤层受应力作用下微孔通道瓦斯输运效率的表征公式,拟合效果良好。