Comparative Analysis of the Distribution Characteristics of Floor Stress Field between Gob-Side Entry Retaining with Roof Cutting and Conventional Mining

All coal fields in North China are affected by floor confined water to varying degrees, floor failure and water inrush risk have always been a major problem to baffle coal mining activities. Roof cutting and pressure relief and the lack of protective coal pillar can cause the change of floor stress field, leading to the change of the floor failure depth, stress field of floor is the key to determine the depth of floor failure. In order to deeply study the distribution characteristics of floor stress field in gob-side entry retaining mining with roof cutting, taking the 50107 and 50109 working faces of Dongdong Coal Mine in Chenghe as the research objects, the numerical simulation software is used to simulate the floor stress field distribution of gob-side entry retaining mining with roof cutting and conventional mining. The distribution characteristics of the floor stress field of the working face are compared and analyzed under the three modes of conventional mining of reserved coal pillar, the first mining face of gob-side entry retaining with roof cutting and gob-side entry retaining with roof cutting. The results show that the peak stress concentration in front of the working face all occurs at 10 m under the three mining modes. The stress concentration area in front of conventional working face of reserved coal pillar is mainly in the middle of the working face. The stress concentration area in front of the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) is located in the middle of the working face and the side of the working face of the retaining roadway. The stress concentration area of the working face (50109) is mainly in the middle and the two ends of the working face. The order of the peak value of the maximum concentrated stress in front of the working face is conventional working face of reserved coal pillar > the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109). There is a stress reduction zone behind the working face, but there is a stress concentration phenomenon extending to the outside of the roadway, and the stress distribution is obviously different. Conventional working face of reserved coal pillar and the first working face of gob-side retaining with roof cutting (50107) show a double peak form of stress concentration on the outside of the two ends of the roadway, and the peak value of the concentrated stress at the rear of the working face is in the following order: On the side close to the transportation roadway, conventional working face of reserved coal pillar = the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109);on the side close to the return airway, conventional working face of reserved coal pillar > the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109).

跨断层切顶卸压自成巷顶板变形机理及控制技术研究

针对跨断层切顶卸压自成巷顶板变形大不易支护的问题,以棋盘井煤矿东区11101工作面运输巷为工程背景,探究跨断层切顶卸压自成巷顶板变形机理,研究“切顶卸压+恒阻锚索”支护对跨断层切顶卸压自成巷顶板变形的控制效果。建立力学分析模型研究断层及切顶卸压自成巷顶板各相关参数对巷道直接顶应力的影响,将切顶卸压自成巷顶板变形过程划分为4个阶段,研究巷道顶板各阶段及总垂直位移量计算方法并给出计算公式,并将相关参数代入公式求解跨断层切顶卸压自成巷顶板垂直位移量;利用3DEC数值模拟软件建立跨断层切顶卸压自成巷数值计算模型,研究断层附近巷道顶板应力应变演化规律及恒阻锚索控制效果,研究结果表明:数值模拟上下盘巷道顶板变形数据与理论分析所得数据结果误差分别为1.14%、4.04%;恒阻锚索能够有效减小巷道顶板变形,与未使用恒阻锚索模型相比,上盘巷道切缝侧顶板垂直位移量减小至16.8%,下盘巷道切缝侧顶板垂直位移量减小至50.7%;上下盘巷道顶板在工作面回采过巷道测点断面过程中出现不同程度的应力集中,其中上盘巷道顶板的垂直应力集中值大于下盘巷道,分别为5.72 MPa和4.48 MPa;恒阻锚索通过减缓断层附近巷道顶板变形速率,待巷旁碎石帮充填完成后与碎石帮共同对巷道顶板变形进行控制;将11101工作面运输巷围岩位移监测数据与理论模型计算结果相比较,误差均在10%以内,证明“切顶卸压+恒阻锚索”支护方式对跨断层巷道顶板变形具有良好的控制效果。

底板动压巷道压裂弱结构体应力转移控制技术

为了满足煤矿安全生产的需要,许多巷道都会布置在煤层底板中,如部分运输大巷、排水巷道、瓦斯抽采巷道等。采动应力容易造成底板巷道围岩应力升高,加剧底板巷道围岩变形,造成支护永久失效、顶板下沉、巷道底鼓、两帮收敛等破坏。针对此,提出了在应力传递路径上实施水力压裂,在指定的区域制造出一定空间形态的水压裂缝网,形成压裂弱结构体,实现区域范围内的应力转移,从而降低巷道区域范围内的应力,控制巷道的围岩稳定性的控制技术,并通过理论分析及现场工程验证等方式,揭示了底板动压巷道压裂弱结构体应力转移的力学机制,建立了相应的力学模型,对压裂弱结构体的合理位置、范围等影响因素进行了求解。得出:(1)压裂弱结构体使局部应力场发生明显变化,出现应力升高区和应力降低区,应力降低区主要分布在弱结构体与采动应力连线的方向上,主要集中在一个拱形的范围内;由于膨胀效应,在与应力来源垂直的方向上产生应力集中,出现应力升高区。(2)最大主应力变化幅度与压裂弱结构体的长轴长L、短轴长H、到巷道的距离P、与巷道连线的水平夹角β、压裂层的强度C及内摩擦角α、压裂的损伤变量D等有关。其中到巷道的距离P对卸压效果影响最大,损伤变量D对卸压效果影响最小。(3)采用提出的计算方法设计了淮北矿业集团袁店一矿的103运输集中巷的卸压方案,工程应用结果表明,底板动压巷道变形速率明显减缓,验证了底板强动压巷道压裂弱结构体应力转移模型的合理性。

基于力学模型构建的留巷切顶高度确定与围岩控制技术

以顺和煤矿2401运输巷道沿空留巷为工程背景,分析巷道围岩结构特征,基于巷道局部空间结构稳定性,分别构建了沿空留巷未切顶与切顶力学结构模型,并以巷道不同切顶高度进行物理相似模拟试验。结果表明:巷旁采空区切落的矸石增加对关键块的支撑力,同时弱化关键块对直接顶悬壁端部挤压,巷旁支护阻力减少35.78%;随着切顶高度增加,巷道顶板采空区侧端部悬臂由F型缓慢过渡到大I型,同时大保护结构具有向上平移趋势,相比于未切顶1巷,4 cm切顶2巷、8 cm切顶3巷与16 cm切顶4巷叠加应力峰值分别下降9.38%,28.13%,25.00%。结合巷道顶板岩性,最终确定切顶高度为8.2 m,留巷段采用三列单体液压支柱作巷旁支护,长短锚索超前补强,巷道围岩稳定,较好满足使用要求。

沿空留巷密集钻孔切顶机理及关键参数确定方法

为实现密集钻孔切顶条件下沿空留巷顶板结构安全稳定,研究正常情况与密集钻孔条件下顶板岩层结构受力状况,基于岩石断裂理论和弹性理论分析回采前后顶板密集钻孔孔间围岩受力分布及其破断过程,明确密集钻孔切顶机理及相邻钻孔的孔间集中应力相互作用机制,推导工作面端头弧形三角板结构巷道侧边界密集钻孔孔间围岩的拉剪应力计算公式。在此基础上,分析不同参数对孔间围岩所受拉剪应力的影响作用,提出沿空留巷密集钻孔切顶关键参数确定方法。研究表明:密集钻孔主要通过回采前后钻孔周围应力条件改变来增加钻孔围岩拉剪应力集中程度,引起孔间裂隙扩张联通,形成切缝线破断关键岩层。回采前钻孔主要受水平挤压应力影响,回采后钻孔受力逐渐转变为采空区顶板回转下沉产生的拉剪应力为主,钻孔孔间围岩状态随之由孔间围岩弱化阶段过渡到孔壁裂纹成形阶段,再转变为孔间围岩破断阶段。密集钻孔孔间围岩所受拉剪应力大小主要取决于关键岩层厚度及钻孔孔径与孔间距之比,与钻孔高度及间距成负相关,与角度及直径正相关。据此提出了密集钻孔关键参数确定方法,并根据龙滩矿3124 N工作面坚硬顶板条件设计了密集钻孔切顶留巷方案,确定钻孔长度为8.3 m,角度为15°,钻孔直径为48 mm,间距为500 mm。留巷后巷道顶帮变形可控且整体稳定性较好,由此可证明密集钻孔布置参数较为合理,密集钻孔关键参数确定方法有效可行。

矿震与冲击地压防治研究进展

矿震与冲击地压是采矿领域亟待解决的热点、难点和瓶颈问题,为了有效控制矿震与冲击地压,综述矿震定义与分类、矿压假说及矿震与冲击地压防治技术,回顾切顶卸压理论及其在中厚金矿采空区处理与卸压开采、中厚及以下煤矿沿空留巷中的应用,并比较其与110工法的差异。据此,给出矿震定义,指出矿震与冲击地压发生的条件类似,针对厚矿体开采提出深埋坚硬顶板控制爆破切槽放顶技术。研究表明:控制爆破切槽放顶技术仍然是未来矿震与冲击地压防治中释放并转移高地压的主要方法,它还可将深埋厚矿体的“砌体梁”简化成弹簧岩梁承载体系。

赵官矿切顶卸压沿空留巷爆破参数研究

以赵官矿2707W工作面为工程背景,对切顶卸压沿空留巷爆破参数进行研究。结合现场工程地质条件,选用双向聚能拉伸爆破技术对试验段顶板进行预裂。综合运用理论分析计算、现场爆破试验等手段,得到了合理的爆破参数:爆破钻孔深度8.0 m,切顶角度10°,炮孔间距600 mm,装药结构为5+4+3。通过现场钻孔窥视和矿压监测等手段验证了切顶爆破效果良好,在丰富切顶卸压沿空留巷爆破技术理论的同时,也为类似工况提供一定的工程借鉴意义。

大巷煤柱优化设计及切顶卸压技术应用

针对工作面停采线与采区大巷之间留设较大宽度的保护煤柱及切顶卸压技术问题,以木瓜煤矿二盘区10-208工作面为工程背景,采用力学理论分析与数值模拟等方法,分析10-208超前支撑压力分布及影响规律,探讨了不同切顶高度和切顶角度时护巷煤柱的安全性及稳定性。结果表明:10-208工作面在切顶卸压基础上,停采线护巷煤柱尺寸应不小于24.29 m;模拟显示切顶卸压效果是随着切顶高度的增加而增加的,在切顶高度15 m时卸压效果最好;随着切顶高度的确定,不同切顶角度下的卸压效果差距不大,但相比较而言,切顶角度为65°时可减小超前影响范围。通过实施10-208切巷静态胀裂切顶卸压方案,实现为矿井安全高效生产提供有力支撑。

倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究

为解决回采巷道倾斜厚硬顶板应力集中问题,降低顶板覆岩突然垮落的冲击扰动风险及提高倾斜厚硬顶板切顶留巷围岩控制效果,以长城六矿1301N运输巷切顶留巷为工程背景,综合采用理论分析、数值模拟及现场监测的研究方法开展倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究。首先,基于岩石碎胀系数、砌体梁理论及现场地质资料,推导计算了1301N运输巷切顶高度和切顶角度的理论最小值。其次,为进一步验证并优化理论推导结果,利用PFC^(2D)数值软件建立了1301N工作面切顶留巷模型,采用控制变量法分析了不同切顶高度和切顶角度下留巷顶板应力、位移及组构张量响应特征。分析结果表明:切顶高度与卸压效果之间存在底数大于1的对数增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果逐渐增强但其增长幅度逐渐减小;切顶角度与卸压效果之间存在“S”型增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果先增强后减弱。卸压参数与卸压效果之间的变化规律揭示了切顶高度选择存在最适值,切顶角度选择存在最优解。综合理论分析、经济收益及数值模拟结果,确定长城六矿1301N运输巷倾斜厚硬顶板切顶留巷过程中最适切顶高度为13 m,最优切顶角度为10°。现场监测获得该切顶参数下围岩控制效果较好,留巷围岩变形量较小,可有效满足下一工作面开采需求,验证了优化切顶参数的有效性,为类似地质条件切顶留巷参数的选取提供理论依据和实践参考。

厚煤层动压巷道切顶护巷关键参数研究

针对厚煤层切顶护巷围岩矿压显现较为剧烈的工程问题,采用理论分析、FLAC3D数值模拟和巷道围岩变形现场试验,对韩城矿区桑树坪二号井厚煤层切顶卸压护巷关键参数进行探究,得出:切顶导致基本顶原有应力传递路径发生改变,使得压力转移到采空区,从而减轻采空区的侧向实体围岩应力,围岩应力越发均匀缓和;通过理论分析和数值模拟的方法,对切顶高度为10.5、12.5、14.5、16.5 m及切顶角度为55°、65°、75°、85°的巷道围岩应力及其分布进行了分析,结果表明:最佳切顶高度14.5 m和切顶角度75°不仅能有效切断采空区顶板岩层与巷道之间的应力传递路径,迫使应力集中区域向实体煤深处转移,还能使得顶板岩层在工作面回采后及时垮落并充填至采空区,进而改善巷道围岩应力环境;通过现场试验对3308工作面二号回风平巷进行了表面位移观测,巷道围岩变形量小,护巷效果良好。

两次采动影响下小煤柱巷道切顶卸压围岩控制技术

为解决多次采动影响下留小煤柱巷道矿压显现剧烈、围岩变形量大的问题,提出了“切顶卸压+顶、帮锚索补强”联合控制技术。以贾家沟煤矿10115运输巷为工程背景,分析了切顶卸压位置、高度与巷道围岩垂直应力分布的关系,给出切顶卸压关键参数,并研究了留小煤柱巷道在切顶卸压后受两次采动影响下的矿压显现规律。结果表明:切顶卸压后,煤柱上的应力峰值随切顶深度的增加呈指数降低;10115运输巷在邻近工作面一次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出无变形、缓慢变形、快速变形和围岩稳定的变化规律,本工作面二次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出明显变形和剧烈变形的规律;巷道围岩在受二次采动影响时变形更加剧烈,巷道变形量为一次采动时的3.0~7.5倍。

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。

深孔聚能预裂爆破切顶卸压机理与应用

为解决悬顶导致的煤柱及邻近巷道高应力和大变形问题,结合工作面顶板地质条件,提出深孔聚能预裂爆破切顶卸压专项方案,采用数值模拟及现场试验对卸压效果开展综合研究。研究结果表明,煤层顶板在切顶后垂直应力减幅为21.62%,预裂切顶措施可显著降低煤柱及邻近巷道围岩应力水平。试验发现,炮孔内轴向贯穿裂缝明显,可实现采空区顶板及时垮落。顶底板在切顶后累计位移量减幅达59.27%,巷道两帮及顶底板移近变形得到有效控制,煤柱垂直应力增量显著降低。实践证明,采用深孔聚能预裂爆破切顶卸压效果显著,可大幅提高作业效率,为类似矿压防治工程提供借鉴。

上覆坚硬厚顶板煤岩卸压增透数值模拟及应用研究

基于榆树田煤矿上保护层开采时被保护煤层上覆岩层为坚硬厚岩层的实际情况,采用物理实验、数值模拟和现场应用等方法,研究上保护层开采推进时被保护区域的应力变化尤其是垂直应力演化规律和原岩应力区、应力增高区和降低区的演化规律,继而设计保护层开采方案并选定高位定向长钻孔进行瓦斯抽采。结果表明,被保护层上覆的坚硬厚岩层会形成关键层直接影响保护层效果;上保护层开采后被保护层的卸压程度为50%,膨胀变形量为0.391%,被保护层工作面回风瓦斯浓度降低至0.35%。现场应用结果表明,被保护煤层上覆坚硬厚岩层时,采用上保护层开采配合高位定向长钻孔抽采能够取得理想的卸压增透和瓦斯抽采效果。

切顶沿空留巷卸压机理及支护技术研究

云驾岭矿9号煤上覆厚硬岩层,采场矿压显现强烈,采用传统的沿空留巷方法围岩控制难度大。以云驾岭矿19103工作面运巷为背景,分析了切顶沿空留巷厚硬直接顶力学平衡条件,得出巷旁需提供不小于1046 kN的支护阻力。采用数值模拟的方法对比了沿空留巷在厚硬直接顶条件下切顶与不切顶时围岩变形及应力、塑性区的分布规律,结果表明:切顶后采空区顶板更容易垮落,留巷顶板稳定时下沉量仅为同期不切顶时的28.2%,切顶后留巷侧顶板垂直应力变小、水平应力增大且围岩塑性区向顶底板深部转移,揭示了预裂切顶卸压的机理为阻断工作面动压的传递以及诱导采空区顶板提前冒落接顶承压,水平应力增大的原因为切缝两侧形成的长、短“悬臂梁”变形的结果。提出了针对厚硬直接顶切顶留巷的顶板控制理念为集中支护切缝端、适当让压和形成“组合悬臂梁”,采用了“长、短锚索+单体液压支柱+可缩性U钢梁”的综合支护技术及挂网喷浆的密闭措施。现场工业性试验效果良好,切顶后留巷顶板锚索受力峰值在350 kN左右,围岩稳定后巷道规格满足二次复用的条件。

“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术分析及应用

采用理论分析,建立相应的沿空留巷巷旁支护力学模型,提出采用“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术,并以新集一矿360804综采工作面运输巷沿空留巷为背景,并进行工程实践和现场实测。结果表明:坚硬顶板、深部复杂矿井采用“柔模-切顶”沿空留巷仍然极有可能出现应力集中从而破坏柔模墙体的现象;“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术可以缓解顶板压力,防止墙体受压破坏,充分发挥围岩的自稳性能;新集一矿沿空留巷最大顶底板移近量为361 mm,最大两帮移近量为189 mm,巷道变形在允许范围内,留巷效果较好。该研究可以为相似工程提供借鉴。

深埋矿井切顶卸压保护底板采区大巷技术研究

为有效控制采动压力影响下的巷道失稳变形问题,以张集煤矿1221(3)W工作面为工程背景,通过采用理论分析、FLAC~(3D)数值模拟及现场实验的方法开展深埋矿井切顶卸压保护底板采区大巷技术研究。通过现场试验,提出了一种针对张集煤矿上覆煤层坚硬顶板的卸压技术方案。研究表明,切顶卸压爆破方式能够更加有效地阻隔上覆岩层与所支护巷道的应力传递,减弱上组煤层开采的动压影响,使底板采区大巷处于低应力环境,从而减小底板巷道的围岩变形。

厚硬顶板结构下巷旁超前卸压与高强支护技术研究

白庄煤矿9701工作面采用沿空留巷开采技术,其工作面顶板厚度及硬度大,巷旁支承压力高,巷旁围岩支护控制及整体留巷难度系数大。为此,设计采用“水力压裂超前断顶+钢管混凝土墩柱巷旁高强支护”组合技术方案,对上覆厚硬顶板结构进行综合控制。通过水力压裂超前断顶技术对巷旁厚硬顶板进行充分采前断顶卸压,形成巷旁短悬臂梁结构,有效缓解巷旁支护体所承受的压力。通过钢管混凝土墩柱作为主要巷旁支护体对沿空留巷的围岩进行高强支撑。经工程效果分析,该技术方案取得了良好的控顶效果,最大顶板下沉量为55 mm,巷道整体成型效果良好。研究成果可以对同类矿井开采提供安全指导。

沿空留巷围岩稳定性综合评判与控制技术研究

为提高沿空留巷稳定性,以东瑞煤矿1203工作面运输巷(沿空留巷)为研究背景,采用层次分析法,研究沿空留巷稳定性主控因素,得出煤体强度、巷道断面支护强度对沿空留巷围岩稳定性影响最大,其权重占比高达59.7%。基于主控影响因素,设计了切顶高度为5 m、切顶角度为10°的切顶卸压方案,采用3DEC数值模拟,得出切顶后巷道顶板垂直应力下降了7%;切顶断面支护优化后,右侧顶板塑性区发育面积缩小了54%,底板塑性区发育面积缩小了37%。支护优化后,临时支护顶底板累计变形量减小了23.8%,两帮累计变形量减小了47.3%;永久支护顶底板累计变形量减小了3.6%,两帮累计变形量减小了26.9%。巷道采用切顶与提高锚杆索预紧力后,巷道围岩变形控制效果明显。

强采动巷道断顶卸压稳定性控制机理及应用

为解决强采动条件下巷道大变形难题,以新上海一号矿1806N工作面辅运顺槽为工程背景,采用实地勘探、理论分析、数值模拟的方法分析强采动巷道变形破坏原因及围岩大变形机理,提出相应的控制对策进行现场工业性试验。研究发现:1806N工作面辅运顺槽大变形主要影响因素为岩石强度低、节理裂隙发育、完整性差、顶板富水严重、围岩遇水泥化,强采动高集中应力。基于围岩大变形断顶控制机理,形成辅运顺槽深部爆破定向预裂断顶结合补强加固的设计方案。借助数值模拟对断顶及未断顶巷道应力变化规律进行对比分析,断顶巷道端头最大垂直应力14.6 MPa,断顶后巷道端头最大垂直应力12.5 MPa,断顶后端头处垂直应力减小14%,断顶具有一定切断应力传递及减小巷道收缩的效果。开展现场工业性试验,断顶后端头顶底板位移减小37%,两帮变形减小19%,底臌发育长度减小92%,结果表明断顶可有效减少端头巷道变形以及超前底臌发育长度和高度,可为相似工程地质条件巷道建设提供参考。