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。

倾斜矿体采空区非对称顶板-矿柱结构体协同承载机理

为解决倾斜矿体回采后大倾角顶板和非对称空区可能引发的采空区支撑结构体变形及破坏失稳问题,以某石灰石矿非对称顶板-矿柱支撑结构体为研究对象,构建结构体承载力学模型,求解顶板挠曲变形值及矿柱安全系数,分析不同倾角、跨度比下顶板变形特征及矿柱失稳破坏模式,研究其协同承载机理。结果表明:顶板变形、矿柱失稳破坏模式受采空区倾角θ和跨度比λ的双重影响,顶板变形大小随着θ的增加表现为双增长率,与λ的关系伴随着θ的变化而变化。矿柱失稳破坏模式受θ的影响程度随着λ的增加而减小,当0°<θ≤30°时,矿柱主要为小偏心受压破坏;当θ=0°和30°<θ≤60°时,随着λ值的增加,矿柱破坏模式从大偏心受压破坏向小偏心受压破坏转变。顶板维系采空区稳定的能力随着θ的增加逐渐降低,矿柱维系采空区稳定的最优λ值随着θ的增加逐渐减小,矿柱约束顶板变形作用大小随着λ的增加而降低。数值模拟和工程实例验证了理论计算结果的可靠性,为地下空场法矿山安全开采提供一定的理论支撑。

大西沟铁矿露采境界内空区顶板安全厚度研究

大西沟铁矿露天开采安全受原地下开采残留空区的影响。为确保境界内台阶开采的安全,采用4种理论计算方法和数值模拟,确定不同跨度采空区的顶板安全厚度,建立顶板安全厚度与采空区跨度的函数关系,对境界内采空区进行分类,并结合采空区顶板安全厚度确定其处置时机。研究结果表明,采空区顶板安全厚度随跨度增加呈二次函数增长,露采境界内已探知的5个空区均为简单易处理的Ⅰ类空区。当前阶段应在1343.9 m标高对2个采空区进行处理,未来应在1368 m标高对2个采空区进行处理,在1356 m标高对1个采空区进行处理,处理手段均为爆破崩落。研究结果为大西沟铁矿境界内采空区的安全处置奠定基础。

房柱式采空区顶板破坏失稳机理研究

针对房柱式采空区失稳致灾问题,以榆林某矿房柱式采空区遗留煤柱为研究背景,采用理论分析、物理相似模拟、数值分析等研究方法,对房柱式采空区顶板失稳机理进行研究。研究结果表明:矿井采空区遗留煤柱稳定性安全系数为1.54,考虑煤柱在顶板长期载荷作用下发生蠕变作用,最终会发生大面积失稳;房柱式采空区煤柱破坏失稳诱灾影响因素包括煤体物理力学性质、风化作用、开采方式、积水浸蚀、蠕变作用等5种因素;房柱式采空区顶板灾变演化为“由点及面”的破坏规律,顶板由破坏到失稳分为初步破坏阶段、破坏扩展阶段、破坏加剧阶段及彻底失稳阶段4个阶段;采空区彻底失稳时煤柱应力峰值为15.08 MPa,应力集中系数为3.92,顶板下沉位移为392.44 mm。

长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏机理

本文利用物理和数值模型研究了长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形和破坏机理。物理模型实验表明,长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏过程可分为四个阶段:初始变形阶段Ⅰ(相邻工作面后方-47~45 m)、快速变形阶段Ⅱ(45~150 m)、变形稳定阶段Ⅲ(150~240 m)和压实稳定阶段IV(工作面后方240 m外)。值得注意的是,长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形主要发生在快速变形阶段Ⅱ和变形稳定阶段Ⅲ。这主要是由沿空巷道上方的侧向悬臂梁结构旋转下沉过程中产生的应力集中造成的。因此,本文提出了一种创新方法,使用顶板预裂技术来优化巷道顶板结构,控制长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形并自动留巷。数值模拟和现场应用表明,使用顶板预裂自动留巷技术后,长壁放顶煤工作面沿空巷道实体煤帮的支承压力、顶底板变形量和两帮变形量分别降低了6.49%、79.25%和60%。因此,顶板预裂自动留巷技术可以有效控制长壁放顶煤工作面沿空巷道的围岩大变形。本文所提出的长壁放顶煤工作面顶板预裂自动留巷技术可以为厚及特厚煤层综放工作面使用切顶卸压无煤柱自成巷技术提供参考。

迫使工作面两端顶板垮落的破顶装置研制

为避免回采工作面两端直接顶悬顶过长而造成老顶突然垮落的安全隐患,研制了一种能够定点破坏工作面两端顶板及其锚杆锚索的破顶装置。针对该破顶装置,为了更好地实现破顶功能和延长使用寿命,从破顶装置原理及组成方面分析了该装置的关键技术并给出了具体措施,为工作面两端顶板不易破碎问题提供了一种解决方案。

深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素研究

深部沿空巷道顶板围岩破坏失稳的影响因素繁多,围岩体应力环境和破坏失稳机理十分复杂。为了研究深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素,以孙村煤矿为背景,采用理论分析和数值模拟的方法得到了深部沿空巷道顶板失稳因素。研究结果表明:基于沿空巷道围岩结构体受力结构,揭示了侧向顶板围岩失稳主要与基本顶厚度、巷旁支护阻力、埋深以及顶板岩性有关;利用数值模拟得到了基本顶厚度在30~38 m时对顶板和煤帮的结构失稳影响最大,顶板岩性的改变与围岩最大应力集中成正相关,与围岩应力集中影响范围成负相关;埋深越大,顶板变形越大,破断风险越高;巷旁支护阻力的大小对顶板和煤帮失稳几乎没有影响。

基于厚板理论的顶板破断规律研究

基于Ressine厚板理论,对余吾煤矿某工作面的层状顶板开展了力学特性研究,分析得到工作面基本顶初次破断时的挠度分布状态;同时利用3DEC数值模拟软件,对该工作面回采过程的覆岩变形和破断过程等特征进行系统性分析研究,归纳总结了余吾煤矿某工作面顶板岩层破断规律。分析现场实测的液压支架阻力数据表明,工作面初次来压步距为42 m左右,周期来压步距为15 m左右。顶板破断及来压规律与理论分析、数值模拟结果基本吻合。

采场“两带”发育高度经验计算与实测验证

针对海湾煤矿42211综采工作面上覆顶板和遗留的其他矿井3-1煤采空区可能对该工作面正常生产活动产生影响,需要准确探查该区域采场上覆顶板“两带”发育高度的范围,从而对顶板隐蔽致灾因素进行探查和有效防治。以42211工作面为例,通过将经验公式推导得到的“两带”发育高度和井下仰斜钻孔观测装置得到的实测数据进行对比和相互印证,最终取得了较为接近的结果,说明利用井下仰斜钻孔观测的方法,能够得到工作面“两带”发育高度的准确数据,为类似的工作面实测“两带”发育高度提供了可行性研究方法。

再生顶板条件下煤自燃危险区域空间分布特征

为避免煤层开采过程中再生顶板遗煤自燃,明确其内部流场特性,探究煤自燃危险区域动态特征,以山东某矿再生顶板遗煤自燃特性分析为例,采用数值模拟方法,对比分析采空区及再生顶板在不同风量下的漏风特征,并结合再生顶板结构特性,基于氧气质量分数与漏风速度复合指标,采取投影叠加判定新方法,确定煤自燃危险区域范围。研究结果表明:采空区深度小于60 m时,氧气质量分数逐渐减小,60 m后氧气质量分数不再受风量影响;而再生顶板氧气质量分数分布具有非对称性,在回风巷尾端会形成一个“三角形”中空区域。采空区在倾向上20~40 m范围内发生漏风回流,而再生顶板漏风速度分布呈“U”型对称分布。采空区煤自燃危险区域变化特征与氧化带相类似,而再生顶板煤自燃危险区域范围主要分布在靠近进风巷中部及回风巷前中部内侧区域,且随风量的增加,危险区域面积逐渐增大并逐渐向尾部延伸。

采空区顶板“三带”研究在煤矿安全生产中的作用探析

开展采空区顶板“三带”研究可为煤矿安全开采设计及防控灾害风险提供重要的技术支撑和依据,对煤矿安全生产具有重要的现实作用和意义。结合工作实践,以开展“三带”研究工作的必要性为目的,探讨了“三带”研究的主要内容及相关技术方法。分析了“三带”研究在煤矿安全生产中的重要作用,认为“三带”研究的作用主要体现在高位瓦斯抽采关键层位优选、预防顶板水害防隔水煤(岩)柱确定、顶板控制及地质预测预报等方面提供基础技术参数和依据,并提出了“三带”研究注意事项及改进建议,为深入“三带”研究提供了一定参考。

李村煤矿顶板定向长钻孔瓦斯抽采参数优化研究

针对高抽巷工程量大、成本高、影响采掘接替等问题,分析了顶板定向长钻孔的合理布置范围、抽采机理及关键影响因素,并根据正交实验和方差分析确定了抽采效果敏感性指标。在李村煤矿1305工作面进行了顶板定向长钻孔代替高抽巷的试验,试验结果表明:顶板定向长钻孔达到了高抽巷瓦斯抽采的效果,将上隅角瓦斯浓度控制在安全范围内,且其施工进度快,成本低,有效解决了李村矿采掘接替紧张的局面。

考虑采空区压实度的端面顶板稳定性数值模拟

为研究不同采空区压实度条件下端面顶板稳定性,通过PHASE 2D有限元软件建立高刚度和低刚度2个采空区数值模型,研究端面顶板下沉规律、支承压力分布特征及端面顶板塑性区演化。研究结果表明,当采空区刚度为250 MPa时,开采前后直接顶下沉量最大值分别为90 mm和109 mm;当采空区刚度为600 MPa时,开采前后直接顶下沉量最大值分别为43 mm和74 mm;当采空区刚度由250 MPa增大至600 MPa时,工作面支承压力峰值由7.3 MPa降低为6.8 MPa;增大采空区刚度后,工作面端面顶板塑性区范围降低了44.3%。因此,有效提高采空区刚度能提高端面顶板稳定性,从而降低端面冒顶发生的概率。

司马矿顶板预裂爆破工艺参数设计与应用

为了解决司马矿顶板硬度大而导致顶板难以松动和垮落的问题,对顶板岩层进行了深孔爆破切顶卸压。根据煤矿井下实际地质情况,设计了钻孔参数、爆破参数等,确定了顶板预裂爆破的关键参数。应用结果表明,采用顶板预裂后,顺槽支架的平均工作压力比采面中部支架降低7.2%以上,来压步距降低26.6%,有效地解决了采场压力波动大、安全性差等问题。

坚硬顶板切顶卸压技术对巷道围岩变形规律影响

针对特厚煤层坚硬顶板、宽煤柱条件下临空巷道面临的高围岩应力、大变形等问题,以老石旦煤矿16403综放工作面为工程研究背景,从宽煤柱顶板侧向破断结构角度对临空巷道大变形的影响因素进行了理论分析,采用数值模拟方法研究了对16402运输巷实施不同切顶卸压方案时,临近采空区的16403回风巷侧向顶板采动应力传递规律,并在现场施工水力压裂钻孔进行切顶卸压,实现临空巷道围岩变形控制。研究结果表明:“低位坚硬岩层悬臂梁+高位坚硬岩层砌体梁”破断结构是特厚煤层宽煤柱临空巷道大变形的主要原因,可采用切顶卸压技术破坏宽煤柱顶板侧向破断结构来控制临空巷道围岩大变形;切顶角变化可使关键块B长度发生改变,切顶角越大,则关键块B长度越小,临空侧顶板载荷向煤柱传递的程度越弱,临空巷道围岩承受的采动应力越小,切顶角为100°时临空巷道围岩垂直应力与变形量最小;在16402运输巷以切顶角100°施工水力压裂钻孔后,16403回风巷顶底板变形量较未实施切顶卸压的16402回风巷减小86.5%,两帮变形量减小87.1%,临空巷道围岩稳定性得到极大提高。

突出煤层切顶留巷工作面漏风特征研究

为了科学防控突出煤层切顶留巷工作面采空区瓦斯灾害和自然发火风险,需要准确掌握采空区漏风特征,采取针对性的防灭火措施。该文以淮南市丁集煤矿1452(1)保护层切顶留巷工作面为工程背景,通过工作面压能测定分析,得出工作面漏风位置,结合实测的巷道、风量、压能分布等信息,绘制了工作面漏风场分布示意图。运用SF6示踪原理实测出切顶留巷工作面采空区漏风量(漏风率)、漏风速度。研究结果表明,1452(1)保护层切顶留巷工作面在回采不同阶段漏风量有所不同,由于采空区不断压实原因,由初采期间的312.1 m^(3)/min缩小至采中期间的236.7 m^(3)/min,漏风率随之由初采的13.35%降至采中的10.26%,漏风速度由于架后空顶的原因,反而由初采期间平均0.554 m/s升至0.75 m/s。研究结论旨为高瓦斯突出煤层保护层切顶留巷工作面采空区防灭火措施制定提供数据支撑。

集中煤柱与采空区下复合顶板大采高开采矿压规律研究

对于集中煤柱与采空区下松软煤层复合顶板大采高开采工作面,其煤壁及顶板稳定性较差,开采过程中经常发生煤壁片帮、架前冒顶事故。以新元煤矿9104工作面为研究对象,采用现场实测、数值模拟、观察统计等方法对复合顶板大采高工作面在集中煤柱与采空区下矿压规律进行研究,结果表明:(1)集中煤柱区下支架压力严重偏低,顶板来压极不明显,煤壁片帮与顶板漏冒严重;采空区下工作面支架压力较高,顶板来压十分明显,安全阀开启频繁,煤壁与顶板完整性相对较好;(2)集中煤柱下顶板峰值应力集中系数为1.53~1.92,平均为1.65,集中煤柱边缘区下、采空区下平均顶板应力降幅分别达到82.2%、95.7%。

中厚煤层综采工作面切顶卸压沿空留巷应用研究

针对杜儿坪煤矿中厚煤层综采工作面回采率低、掘进成本高、采掘接续紧张等相关问题,以62709工作面回采巷道为工程背景,结合理论分析和现场工业试验,采用爆破切顶卸压和沿空留巷技术,通过中厚煤层综采工作面切顶卸压控制技术的关键参数优化,确定“切顶卸压+恒阻大变形锚索联合支护”协同控制方案。切顶高度为8 m、切顶角度为15°的情况下,具有最佳的切顶卸压效果。现场试验结果表明,在回采过程中,巷道爆破切顶段顶板动量较未切顶段下降约40%,巷道两侧变形量较未切顶段下降约50%。该技术对提高煤炭的回收利用率,缓解生产接续紧张的压力,推动煤炭企业可持续发展有重要作用。

STUDY ON THE FRACTURE AND WEIGHTING OF MAIN ROOF UNDER COMPLICATED CONDITIONS IN LONGWALL MINING

To clarify and control the collapse and weighting of main roof in longwall mining is one of the important research problems in ground control. Based on the results of physical model experiment and field measurement, the behaviour of main roof above trapezoidal goaf or with fault is studied in this paper. The fracture and weighting of main roof above trapezoidal goaf are different from those above rectangular goaf. It depends on the mechanical relation between main roof blocks whether the plate blocks of main roof on both sides of fault simultaneously break and collapse.

多夹层顶板综放工作面采空区自燃“三带”划分

采空区遗煤自燃属于煤矿重要灾害。为探究其自燃“三带”分布规律,以高家窑煤矿5203综放工作面为研究对象,采用实验室测定煤相关自然发火特性参数,现场布置运输巷与回风巷两侧的温度与气体采集系统,Fluent模拟采空区风流速度等方法,对5203综放工作面“三带”进行了划分。结果表明:以温度为划分标准的“三带”范围与氧气浓度划分的范围相近,以氧气浓度划分的散热带宽度为17.0~21.2 m,自燃带宽度为66.7~74.6 m,窒息带宽度大于83.7~95.8 m。Fluent模拟的散热带宽度为18~22 m,自燃带宽度为64~73 m,模拟结果与实测自燃“三带”范围相近。并结合5#煤层最短自然发火期计算出工作面最低推进速度,研究结果可为矿井安全生产提供保障。