Mechanism and control technology of strong ground pressure behaviour induced by high-position hard roofs in extra-thick coal seam mining

This work aimed at revealing the mechanism of strong ground pressure behaviour(SGPB)induced by high-position hard roof(HHR).Based on the supporting structures model of HHR,a modified voussoir beam mechanical model for HHR was established by considering the gangue support coefficient,through which the modified expressions of limit breaking span and breaking energy of HHR were deduced.Combined with the relationship between the dynamic-static loading stress of supporting body(hydraulic support and coal wall)and its comprehensive supporting strength,the criteria of ground pressure behaviour(GPB)induced by HHR were discussed.The types of Ⅰ_(1),Ⅰ_(2),Ⅱ_(1),andⅡ_(2) of GPB were interpreted.Results showed that types Ⅰ_(1) and Ⅰ_(2) were the main forms of SGPB in extra-thick coal seam mining.The main manifestation of SGPB was static stress,which was mainly derived from the instability of HHR rather than fracture.Accordingly,an innovative control technology was proposed,which can weaken static load by vertical-well separated fracturing HHR.The research results have been successfully applied to the 8101 working face in Tashan coal mine,Shanxi Province,China.The results of a digital borehole camera observation and stress monitoring proved the rationality of the GPB criteria.The control technology was successful,paving the way for new possibilities to HHR control for safety mining.

浅埋近距离煤层过平行煤柱开采强矿压机理研究

为了揭示浅埋近距离煤层工作面过平行煤柱开采动载传递特征及强矿压机理,以榆家梁煤矿43207工作面为工程背景,采用现场实测、物理模拟、理论分析相结合的方法,研究了煤柱覆岩“倒梯形”结构随下部间隔岩层的运动及其载荷传递特征,分析了超前支承压力和支架载荷的转化规律,建立了“煤柱-间隔岩层台阶岩梁”耦合结构力学模型,得出了强矿压瞬间和顶板切落稳定后的支架载荷计算公式。研究结果表明:煤柱覆岩“倒梯形”结构的集中应力和载荷主要集中于煤柱后段,后段集中载荷是导致工作面过煤柱强矿压的根源;工作面进煤柱初期,煤柱应力表现为双峰;临近出煤柱时,应力集中为单峰,位于煤柱后段。工作面出煤柱4 m后,煤柱后区的超前支承应力系数达到峰值6.00,间隔层开始产生超前裂隙;出煤柱5 m时发生强矿压,煤柱应力下降43%。强矿压期间,煤柱应力传递至煤柱下7 m层位(间隔岩层关键层中部)下降了39%,表明顶板结构承担了相当大的载荷。基于间隔岩层台阶岩梁结构的理论计算,得出强矿压瞬间的支架载荷计算公式,按照煤柱平均应力计算得出支架载荷为22.9 MN/架,按照强矿压时刻煤柱后段应力计算得出支架载荷为24.1 MN/架;煤柱传递至支架的载荷仅为煤柱总载荷的12%~18%,仍超过现场支架额定工作阻力9.2 MN/架。因此,为防止压架,支架额定工作阻力需达到15 MN/架,或者对煤柱及间隔岩层结构进行处理,以保证安全开采。研究结果可为类似条件工作面过平行煤柱开采提供参考。

近浅埋多层厚硬顶板大采高综放工作面矿压显现规律研究

针对榆神矿区近浅埋多层厚硬顶板条件下,“大周期”来压支架立柱下缩量大、煤柱应力集中系数高、稳定性差等强矿压问题,采用了数值计算、微震和煤体应力监测等技术手段,对覆岩破断运动及工作面来压规律进行了分析研究,结果表明:覆岩破断运动上,多层厚硬顶板较大的“垂向离层空间”和“自下而上”的顺次交替垮落孕育了顶板“高+低层位组合破断”的时空基础;“高低层位顶板组合破断”是“大周期”来压增强的关键诱因;同时,煤柱应力的时空演化受控于多层厚硬顶板的破断垮落。矿压显现上,工作面“大周期”立柱下缩量平均可达945 mm,持续距离12.10 m,并可由2~5次连续强来压组成;巷道煤柱应力集中系数达到1.80~2.30,影响范围为工作面前方126 m至后方471.3 m,具有明显的“高强度、大范围、长上升期”特点。针对该条件下的强矿压防治,分别提出了“弱化低位顶板、优化破断结构”和“弱化高位顶板、改变破断次序”的技术思路,并取得的了较好的应用效果。

浅埋近距离煤层工作面过平行煤柱开采强矿压显现规律

浅埋近距离煤层工作面过平行煤柱开采容易发生强矿压压架事故,严重影响工作面安全高效开采。以榆家梁煤矿43207工作面和石圪台煤矿2^(-2上)102及2^(-2上)103工作面为背景,采用理论分析、物理模拟和现场实测相结合的方法,根据间隔岩层厚度和煤柱应力传递影响角,提出了过煤柱阶段划分判据,重点分析了不同间采比G、水力压裂程度条件下,过平行煤柱不同阶段的矿压显现特征。结果表明:由于上覆遗留煤柱及倒梯形覆岩结构的作用,导致煤柱影响阶段来压时支架平均载荷最大,进煤柱阶段次之,出煤柱阶段最小,强矿压位置主要集中在出煤柱影响阶段范围;间采比越小,工作面过煤柱采动期间来压时支架平均载荷越大,间采比G=5.5较G=10在进煤柱阶段、煤柱影响阶段和出煤柱阶段分别增大14.6%、14.2%和23.5%,动载效应越明显;间采比对周期来压步距影响不大,总体上煤柱影响阶段的周期来压步距是进出煤柱阶段的1.6~2倍,周期来压步距越大造成顶板悬伸长度增大,导致工作面来压时支架载荷明显。根据过煤柱阶段不同水力压裂范围的矿压规律分析,压裂后的支架平均载荷较未压裂减小11.2%~15%,来压步距减小7.8%~20.3%,水力压裂效果较明显,可有效地降低工作面过煤柱采动的强矿压风险,为类似开采条件的强矿压控制提供借鉴意义。

深部中厚煤层动压巷道顶板预制裂缝卸压护巷应用研究

针对深部中厚煤层动压对巷道造成的破坏问题,以枣泉煤矿130203工作面运输巷为研究对象,进行了深部中厚煤层动压巷道预制裂缝卸压护巷控制技术的研究。首先通过现场调查,分析了2号煤层工作面运输巷变形破坏特征及其原因,包括地质条件、采煤方法、巷道断面形状、支护方式等因素。在此基础上,对顶板人工预制裂缝卸压的作用进行了理论分析,探讨了裂缝深度、裂缝间距、裂缝方向等因素对卸压效果的影响。通过理论计算,得出了顶板人工预制裂缝卸压的合理参数,提出了“巷道侧人工预制裂缝”的卸压护巷技术,并基于该技术进行了设计与实践。实践结果表明,通过在巷道侧施工人工裂缝,有效地释放了围岩压力,提高了巷道的稳定性。

近距离煤层采空区下厚煤层开采强矿压机理及控制研究

针对近距离煤层采空区下W1701厚煤层工作面开采顶板强矿压现象,利用物理相似模拟实验、理论分析及数值模拟实验,研究了一次采全厚条件下W1701工作面顶板强矿压诱发机理及控制对策。研究结果表明:W1701工作面顶板受其上方“高位关键层(硬岩)-巨厚软弱岩组-低位关键层(硬岩)”覆岩结构破断运动影响,顶板呈现大周期、小周期来压变化,其中,低位关键层“砌体梁”结构性失稳形成小周期来压,巨厚软弱岩组纵向裂隙周期性贯通并发生台阶下沉,形成大周期来压,大周期来压造成工作面顶板支承压力跳跃式突增,支架载荷高达67248kN,是支架额定工作阻力的3.7倍,极易将整个工作面支架压死,并引发重大生产安全事故。对于准南煤矿此类近距离多煤层采空区下厚煤层不宜采用一次采全厚开采,宜采用分层开采,分层开采使得高位关键层、低位关键层之间的巨厚软弱岩组产生了分次破坏,工作面来压相对于一次采全厚有效缓和,能够有效避免工作面强矿压事故。

褶曲构造影响区内翼部煤层开采矿压机理及防治技术

文章以褶曲构造影响区内翼部煤层中3605综放面水平分层开采为研究背景,通过现场调研发现其开采期间面临强矿压显现频发的问题,进而采用理论分析的方法对煤层受力特征进行了分析,并结合某一典型强矿压显现期间的微震能量事件阐释了动静载叠加诱发强矿压的机理,最后提出了针对性的卸压措施。研究结果表明:3605综放面围岩受力情况分属于Ⅰ和Ⅱ两个煤体区域,且Ⅰ煤体区域因发生塑性变形而致使Ⅱ煤体区域承受高应力载荷;根据微震能量事件定位情况理论计算确定了动静载叠加作用下工作面底部所存在的三角形强矿压影响区域尺寸;现场对3605综放面运输巷超前段100 m范围内上侧覆岩内坚硬顶板和巷道底煤分别进行卸压爆破措施后,钻屑量和微震总能量、频次数据验证了卸压效果的显著有效性。

基于匹配追踪算法的薄煤层强反射分离参数优选方法

近年来,基于匹配追踪算法的强反射分离方法在不同强反射类型的实际资料应用中取得了较好的效果,但该算法关键参数的选择缺乏理论依据和标准,相关研究较少。为此,在薄煤层强反射分离过程中,明确子波相位和分离系数两个关键参数的含义,提出基于匹配追踪算法的薄煤层强反射分离参数优选方法,以进一步提高薄煤层强反射表征的精度,更好地开展强反射分离和储层预测。首先根据不同强反射储层类型对应的强反射子波特征进行分类,分析薄煤层强反射相位参数特征;然后基于钻井处反射系数计算及分离方法,确定强、弱反射的能量关系,估算分离系数,提高强反射分离效果。实际应用结果表明,该方法对薄煤层强反射特征的识别更加准确,分离的效果有明显提升;突出了储层弱反射特征,可为储层精细预测提供较好的资料基础。

基于子波分解的叠前煤层压制方法及应用

西湖凹陷X区平湖组地层煤层广泛发育,且具有厚度薄、层数多、阻抗低的特征,在地震上呈现的强振幅掩盖了砂泥岩的地震响应特征,从而降低了砂岩储层的预测精度。针对上述问题,提出基于子波分解的叠前煤层压制方法,首先对叠前道集进行子波分解,得到一系列具有不同中心频率的带有Ricker子波意义的窄带道集,再针对窄带道集具有的不同煤层响应特征分别实施相应的处理,其中低频道集薄煤层响应弱,无需进行针对性的压煤处理,高频道集煤层地震响应特征明显,通过强振幅衰减法对煤层强能量进行压制,最后将处理后的各频段信号重构得到煤层压制后的道集,在此基础上开展储层预测,预测精度得到明显提升,为煤系地层的岩性油气藏的勘探提供了有力支持。

浅埋工作面过煤柱群强矿压防治技术研究

针对我国西部地区浅埋工作面过上覆采空区遗留煤柱群时极易造成工作面强矿压、支架稳定性差、动载现象明显等难题,以上湾煤矿22104工作面回采过上覆1^(-2)号煤层旺采区集中煤柱为研究背景,采用理论分析和数值模拟研究采空区遗留煤柱失稳时载荷传递机制与下伏煤层工作面坚硬顶板悬顶长度的时空关系,通过采用层间弱化技术调控坚硬顶板悬顶长度以实现工作面过煤柱群强矿压控制。研究结果表明,通过水力压裂减小层间坚硬顶板悬顶长度可以弱化煤柱载荷失稳向下伏工作面的冲击性传递,采用数值模拟研究层间坚硬顶板弱化及未弱化条件下悬顶长度差异性对工作面应力传递规律的影响,得出层间坚硬岩层弱化后悬顶长度减小可以明显缓解工作面围岩应力环境,结合22104工作面的弱化效果验证了防治技术的可行性,为浅埋工作面过煤柱群强矿压防治技术研究提供了理论基础。

近距离煤层下分层巷道变形破坏机理及控制技术

以铺龙湾煤业81021巷为工程背景,探究近距离煤层下分层巷道变形破坏机理及围岩控制机理,分析近距离煤层下分层巷道修护补强方案,并结合现场工业性试验优化相关支护技术参数。研究结果表明:81021巷两帮表现为剪涨滑移扩容破坏和帮-顶底板界面剪切滑移破坏,两帮煤岩体破碎,帮与顶、底板岩层交界面处发生显著的整体性剪切滑移;两帮变形进一步导致巷道顶板下沉和强烈底臌,顶板及肩窝等处围岩破碎;81021巷采用锚注一体化支护技术后,巷道围岩总体位移量不大,围岩较为稳定,围岩的承载性能得到显著强化和提升,支护安全性和可靠性大大提高。

花草滩矿区+304孔易降解强抑制防塌聚合物冲洗液体系研究与应用

+304孔是在花草滩矿区实施的一口深部煤层钻孔,主煤层埋深普遍超过了800 m,煤质条件以碎粒煤为主,胶结性差,破碎、松散、垮塌风险高,常规钠土聚合物冲洗液体系使用过程中,复杂事故不断。研究了易降解强抑制防塌聚合物冲洗液体系,主要配方:水+4%钠土+0.05%纯碱+0.3%羟乙基纤维素(HEC)+0.5%可降解聚合物(JP)+1%降滤失剂+1%防塌剂+1%可降解封堵剂+0.5%润滑剂+加重剂(碳酸钙);表观粘度15~20 mPa·s,滤失量<5 mL,动切力8~10 Pa。经过实验,对煤层的膨胀率仅不到0.1%,采用氧化型破胶剂OPJ 1.0%的加量,降解率达93.5%。现场共完成钻孔进尺1077.50 m,未出现坍塌、缩径等复杂情况。

深部厚煤层开采强采动煤巷围岩控制技术研究

深井厚煤层开采强采动煤巷面临着深部高应力复杂环境、围岩裂隙高度发育拓展以及采掘扰动影响范围大的地质难题。为了探究深部厚煤层开采强采动煤巷围岩控制的合理方案,以古汉山煤矿1605采煤工作面回风巷为工程背景,采用数值模拟、理论分析和现场实践相结合的方法开展深部厚煤层开采强采动煤巷围岩破坏机理及控制技术研究。通过引入偏应力第二不变量(J_(2))研究指标以克服传统单一应力指标缺陷,研究了超前工作面不同位置时的巷道围岩偏应力第二不变量及巷道围岩塑性区分布特征,揭示了工作面超前段巷道围岩变形破坏机理,针对性地提出了“巷帮全锚索固帮+顶板锚杆索联合撑顶+顶帮钢筋网敷设”的围岩综合控制技术。现场工程实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量在可控范围内,实现了对深部厚煤层开采强采动煤巷围岩的有效控制。

特厚弱胶结顶板煤层综放开采覆岩破坏特征与强矿压机理

针对新疆准东二矿1101工作面,通过分析现场矿压和微震数据,研究了综放工作面矿压显现规律以及顶板破坏特征和矿压显现之间的关系。研究结果表明:(1)准东二矿特厚煤层弱胶结顶板1101首采工作面基本顶初次来压步距为43.37 m,关键层初次来压步距为81 m,基本顶和关键层交替破断形成大小周期来压,大周期来压步距为30~40 m,小周期来压步距为18~22 m。(2)截止到工作面推进至270 m,小能量微震事件主要发生在顶煤中,大能量微震事件主要发生在关键层及以上岩层,微震能量大小呈现周期性变化,顶板裂隙发育高度为距离煤层顶板258 m左右。(3)压架事故发生在基本顶和关键层周期来压阶段,压架事故往往伴随大能量微震事件的发生。(4)综放工作面顶板形成“组合悬臂梁-铰接岩块”平衡结构,组合悬臂梁断裂形成小周期来压,关键层断裂同时压断下方悬臂梁形成大周期来压,然而弱胶结顶板使得关键层破断后不易形成稳定的铰接结构,破断岩块发生滑落失稳,对工作面造成冲击动载荷,造成压架事故的发生。在此基础上,提出了提高液压支架初撑力至31.4 MPa,控制工作面推进速度在5 m/d左右的防治措施。

浅埋厚煤层高强度开采强矿压分布特征与控制对策

浅埋厚煤层高强度开采时,回采工作面矿压显现强烈,对煤矿安全生产造成较大影响。以五家沟煤矿5302综放工作面为工程背景,理论分析了浅埋厚煤层顶板及上覆岩层破断失稳机理,利用数值软件对工作面上方覆岩断裂特征和工作面的超前应力分布规律进行模拟分析,得出浅埋坚硬顶板综放工作面强矿压显现规律,并提出了水力压裂来破碎顶板以减低超前压力的控制对策。研究结果表明,浅埋厚煤层综放开采时,煤层覆岩中的关键层对整个工作面上覆岩层的垮落、断裂和移动起主要控制作用,与普通工作面相比,回采时工作面上覆岩层运移更加强烈,导致工作面矿压显现强烈且两带发育高度偏高,分段水力压裂通过破碎顶板能够使得顶板垮落更加充分,能够有效减低工作面超前压力,采空区垮落充填程度更高,采动影响稳定速度更快。

大同矿区双系煤层开采煤柱影响下的强矿压显现机理

针对大同矿区石炭系煤层8105工作面过上覆侏罗系煤层采空区留设煤柱时的强矿压显现特征，采用理论与现场实测分析相结合的方法，对侏罗系煤层采空区煤柱的应力影响规律与石炭系煤层顶板的垮裂带范围进行了分析，得到了双系煤层开采煤柱影响条件下工作面强矿压显现的“煤柱一覆岩运动”联合作用机理。研究表明：侏罗系煤层采空区留设煤柱的水平与垂直应力较高，达10．5～13．5MPa，应力集中区深度为40～70m，剪应力波及范围达180131；8105工作面顶板的垮裂带高度为150～170m；工作面过煤柱时的强矿压显现是由采空区煤柱与煤层顶板垮裂运动联合作用的结果。

匹配追踪煤层强反射分离方法

地下存在煤系地层时地震剖面上会出现强能量反射同相轴,使煤层之上或之下的含气目的层反射信息淹没于强反射之中,加大了储层预测难度。依据稀疏表示理论,提出匹配追踪煤层强反射分离方法。匹配追踪去煤层强反射的关键是稀疏字典的选取,通过地震数据在不同的一维字典中的稀疏性分析,并考虑强反射信息的低频特征,选取由低频原子构成的一维非抽样离散小波变换(UDWT1D)字典来稀疏表示强反射信息。采用Blumensath等给出的迭代算法进行匹配追踪分解,该算法虽是一种贪婪算法,但由于对每个地震道只需进行一次匹配分解,计算效率较高。模型数据测试和实际资料处理结果证明了该方法的有效性。

三联隧道穿越煤系地层软岩大变形控制研究

三联隧道煤系地层段围岩软弱,地应力高,初期支护变形速率快,累计变形量大。初支封闭成环后变形仍持续发展,大变形问题突出。运用FLAC2D有限差分软件对隧道施工情况进行二维模拟,数值模拟结果及现场情况分析表明,地质复杂、围岩软弱、高地应力、初支刚度不足等是导致大变形的原因。根据弱支护和强支护两种工况数值模拟结果对比,提出了采用强支护控制大变形;同时加强辅助施工措施、及时施作仰拱和尽量紧跟加强型二衬。采用上述措施后,位移量测结果表明大变形控制效果良好,二衬应力测试结果表明衬砌结构安全。因此,上述大变形控制措施切实可行。

浅埋煤层采场围岩力链演化规律及工程应用

浅埋煤层回采过程中,矿山压力显现剧烈,压架事故时有发生。针对回采过程中易突发剧烈的矿压现象,系统研究了煤层围岩力学特征及支护结构的受力状态。首先采用颗粒元计算软件模拟分析采场围岩力链演化特征,随后分别建立了覆岩强力链拱失稳前、后力学模型,工作面支架受力模型,推导出强力链拱迹线方程,获得强力链拱在失稳前、后支架荷载的计算表达式,并在此基础上结合现场实测对工作面支架荷载进行了分析。研究结果表明:煤层开挖前,煤岩体受力架构由力链网络组成,围岩的承载作用主要来自于强力链,广泛分布的弱力链仅对围岩起辅助承载作用;煤层开挖后,强力链集结成束形成力链拱,力链拱是承载采场上方煤岩体重量的主要力系,工作面支架仅承担位于强力链拱下方的煤岩体重量;且随工作面的推进,强力链拱不断调整,先后经历了“形成—扩展—稳定—破断”的动态演化过程。随强力链拱拱顶的不断发育,当其承担荷载超过自身强度极限后便会失稳破断,导致剧烈的矿压现象,工作面支架荷载大幅增加,强力链拱的失稳断裂是工作面产生强动载现象的本质原因。研究成果合理解释了浅埋煤层工作面突发的剧烈矿压现象,为煤层的安全高效开采提供借鉴。

浅埋煤层过沟开采覆岩裂隙与地表裂缝演化规律数值模拟

浅埋煤层过沟开采在陕北矿区普遍存在,严重威胁着矿井安全生产和生态健康发展。覆岩采动裂隙及地表裂缝的发育是岩体微裂隙的延伸和扩展的结果,为更加系统地研究浅埋煤层过沟开采覆岩微裂隙的演化规律,以陕北安山井田125203工作面为背景,根据现场沟道剖面及钻孔资料,采用Particle Flow Code (PFC)数值模拟平台构建颗粒流数值采煤模型,模拟分析覆岩微裂隙的发育特征、数量变化规律和力链演化特征,揭示微裂隙的发育规律和地表裂缝发育机理。结果表明:浅埋煤层过沟开采过程中,覆岩微裂隙发育表现为“产生–延伸和扩展–聚合成群–贯通成缝”的动态演化过程;根据微裂隙的基本发育特征及分布规律,可将发育全程划分为非连续跳跃式、连续贯通式和横向扩展式3个微裂隙发育阶段;覆岩微裂隙数量随工作面推进距离的增大而增多,非连续跳跃式和连续贯通式发育阶段呈现指数增长特征,分别累计发育微裂隙547和2 867条,覆岩微裂隙逐渐发育至地表;横向扩展式发育阶段呈线性增长特征,累计发育微裂隙11 705条,微裂隙数量随岩层高度的增大而减小;覆岩力链演化过程中,强黏性力链的破坏致使微裂隙发育,局部产生应力集中,强黏性力链拱自下而上逐渐破坏并贯通至地表,导致微裂隙延伸发育至地表形成地裂缝,力链在未贯通岩层的微裂隙两侧和尖端及地表裂缝两侧形成强力链区,微裂隙处形成弱(无)力链区。该研究成果可为陕北矿区浅埋煤层过沟开采覆岩及地表损害防控提供理论指导。