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煤炭学报 2018年第B06期杂志 文档列表

深部煤矿巷道等强梁支护理论模型及模拟研究1-11

摘要：分析了矩形巷道顶板的受力特点,得到了顶板各位置弯曲正应力与剪力的分布规律。据此推导出了保证巷道顶板维持稳定所需的锚杆参数,并进一步对影响锚杆长度选取的各因素进行了敏感性分析,确定了各因素对锚杆长度选取影响程度的主次关系。由此得出了不同长度锚杆支护下的巷道围岩能够满足稳定性要求,基于此提出了深部巷道等强梁支护概念,即根据顶板弯曲正应力分布特征,在中部弯曲正应力大的区域,采用高强度、长锚杆局部加强;而在两边弯曲正应力逐渐减少的区域,可适当减少锚杆的长度,但增加锚杆直径提高抗剪能力,以期实现巷道顶板各横截面上在不同长度锚杆支护作用下最大正应力都相等,初步建立了等强梁支护施工技术工艺。运用有限差分软件FLAC~（3D）模拟获得了锚杆原有传统支护与等强梁支护下顶板应力及位移分布规律,可看出采用等强梁支护理念可明显优化巷道的应力分布,让顶板局部应力达到均匀分布,并且有效控制了围岩变形,在一定程度上验证了等强梁支护技术的可行性。

错层位外错式沿空掘巷机理及相邻巷道的立体化联合支护技术12-20

摘要：针对特厚煤层中应用错层位外错式沿空掘巷与相邻巷道的立体化联合支护机理展开研究。首先理论分析了错层位外错式沿空掘巷布置特点,发现：（1）沿煤层顶板及起坡下方的三角煤体保持稳定且对实体煤提供侧向支承应力σx作用,因此一侧采空情况下实体煤从上至下出现了新的变化,即侧向支承应力从0增加至σx;（2）依据巷道布置层位与侧向支承应力的不同,将特厚煤层从上至下进行了分区,分别为一侧采空实体煤分区、过渡区与弹性区;（3）布置接续工作面沿空掘巷时,其围岩处于弹性状态,巷道顶部属于一侧采空实体煤内的破碎区、塑性区,因此承载小,也即实现了围岩稳定与载荷低二者之间的统一。利用相邻两条巷道高、低不同这一立体化空间关系,提出相邻巷道的立体化联合支护技术,分析其特点包括：（1）沿煤层顶板布置巷道,主动支护可打入深部稳定岩层内;（2）通过加强一侧采空实体煤内的加固作用,为相邻沿煤层底板巷道提供锚固点;（3）底板沿空掘巷顶部支护体可深入顶板岩层、联合锚固区与过渡区,可实现全长锚固以更加充分发挥支护作用。为了验证前述理论成果,采用数值模拟进行计算分析,发现：（1）采用错层位外错式沿空掘巷技术,显著改善了沿空巷道围岩性质与应力分布现状,实现了低应力与围岩稳定二者的统一,且验证了前述对错层位外错式沿空掘巷特厚煤层纵向分区的成果;（2）零原岩应力场条件下联合支护效果较为明显,沿顶巷道顶板锚索深入基本顶段、巷帮一侧锚固段、沿底巷道顶板锚索深入岩层内与联合锚固区均出现应力集中作用,显著改善了沿底巷道单巷支护受顶煤厚度限制无法形成有效锚固点的现状;（3）在对实际工程背景的数值计算发现,与沿底巷道围岩大范围破坏且无法控制相比,采用错层位外错式沿空�

“条采留巷充填法”绿色协调开采技术21-27

摘要：为减轻高强度开采对我国西北地区地表及生态环境的破坏,结合条带开采与充填开采的优势,提出了一种＂条采留巷充填法＂部分充填的协调开采方法。采用理论分析与相似模拟相结合的研究方法,给出了条带开采的采留宽、沿空留巷的巷旁充填宽度和充填率的确定原则,分析了巷旁充填体提升条带煤柱稳定性的作用原理及置换煤柱开采的覆岩稳定性。以哈拉沟煤矿22407工作面地质条件为工程背景,确定了合理的工艺参数并进行了数值模拟研究。结果表明：在开采尺寸达到充分采动后,覆岩中的亚关键层4最大下沉量为12 mm,可推知地表基本不出现下沉,取得了良好的地表沉陷控制效果。该技术为降低充填成本,保护地表生态环境提供借鉴。

高强度开采覆岩运移特征与机理研究28-35

摘要：随着我国煤炭开采重心的西移,高强度开采已在西部省区大规模开展并将持续进行。通过研究亿吨级煤炭基地分布、服务定位、开采规模、地质条件及典型高强度开采煤矿覆岩运移观测数据,论述了高强度开采覆岩的破坏变形特征及其区域环境影响,给出了高强度开采覆岩＂两带＂高度计算公式。基于高强度开采工作面覆岩短时间产生剧烈破坏、非连续变形明显、不产生＂蠕变＂等基本特征,结合相似模拟及理论力学分析,系统论述了高强度开采覆岩的运移过程,提出了三维立体空间条件下的高强度开采覆岩运移的＂弹性薄板＂＋＂平行压力拱＂复合机理模型,该机理模型合理揭示了高强度开采覆岩的运移过程和机理。

采场覆岩变形和来压判别的分布式光纤监测模型试验36-43

摘要：为了研究煤矿工作面开采过程中,上覆岩层变形规律,将分布式光纤传感技术（BOTDA）应用于三维立体模型试验监测。制作了3 600 mm×2 000 mm×2 000 mm（长×宽×高）三维立体模型同时在模型内部预埋3根垂直光纤,模拟工作面的开采,工作面共开挖60次,累计推进2 400 mm,获得3根分布式光纤的180组布里渊（Brillouin）频移试验数据。提出了分布式光纤频移平均变化度的概念,采用光纤频移来表征采场上覆岩层变形垮落,判别工作面初次来压和周期来压情况;并将其测试结果和内部位移测试结果进行对比。结果表明,光纤频移平均变化度可以反映工作面上覆岩层变形、来压及其变化情况,该方法及其技术推广应用可以为上覆岩层变形信息化提供依据。

自震式微震监测技术及其在浅埋煤层动载矿压预测中的应用44-51

摘要：震源定位是利用微震监测技术研究煤岩体破裂机制、分析矿震活动规律、预测煤岩动力灾害的基础。为了提高微震监测系统的定位精度,提出一种自震式微震监测技术,利用自激震源发射震动信号反演监测区域波速场,再将反演的波速场应用于微震定位计算。根据自震式微震监测技术研发出KJ768煤矿微震监测系统。在一定的拾振器网度和空间布置条件下,通过煤矿井下定点爆破和同类监测系统对比试验,测得KJ768微震监测系统的定位误差小于10 m。基于开发的KJ768煤矿微震监测系统开展浅埋煤层动载矿压预测,通过现场实测,研究微震监测结果和工作面矿压观测结果的关联关系,选定微震事件数和微震总能量作为周期来压和动载矿压的监测预警指标,并确定了预警阈值,准确预测了3次动载矿压和近20次周期来压,为防治异常矿压显现提供了借鉴。

无煤柱无掘巷开采自成巷道围岩结构控制及工程应用52-60

摘要：鉴于传统留煤柱开采方式资源采出率低、巷道掘进率高等问题,基于切顶卸压自动成巷无煤柱开采技术思路,提出了无煤柱无掘巷开采技术,通过与传统留煤柱开采工艺对比,详细阐明了无煤柱无掘巷开采技术工作面的开采方式及巷道形成原理。通过分析工作面回采过程中顶板岩层运动特征,建立了无煤柱无掘巷开采自成巷道围岩结构力学模型,导出了顶板支护阻力表达式并分析了支护阻力影响因素。针对顶板岩层运动特征,研究了无煤柱无掘巷开采配套支护技术。提出了无煤柱无掘巷开采分区治理技术,将成巷区的加强支护分为密集支护区、间隔回撤区和完全回撤区3个区域,提出对不同的支护分区采取不同的支护对策,并在现场进行了工程应用试验。现场工程试验效果表明,无煤柱无掘巷开采实现了盘区内工作面的回采不再需要提前掘进回采巷道、且工作面间无需留设护巷煤柱的开采目标。

越界开采引起既有井筒垮塌的力学分析及修复实例61-70

摘要：以某煤矿副立井井筒垮塌事件为背景,分析了立井井筒垮塌机理和修复方案。研究表明造成副井井筒垮塌主要是由于邻近小煤矿越界开采引起。结合越界开采扰动分析,建立了井筒力学模型,分析了立井井筒在均匀地应力和非均匀地应力作用下的受力情况,随不均匀侧压系数β增加,井筒不同应力极值位置处的应力差会增加,降低井筒的极限承载能力。利用FLAC-3D建模再现了越界开采引起的破坏过程,研究了不同保护煤柱尺寸条件下井筒变形和受力情况,指出当煤柱小于60 m时井壁变形加剧、趋于破坏。给出了采用水泥粉煤灰注浆和重造围岩方式对垮塌井筒进行修复的加固方案,修复后井壁应变监测表明修复后的井筒稳定性良好。

深孔台阶爆破近区振动强度分布的模拟研究71-78

摘要：为了探索深孔台阶爆破近区振动强度的分布规律,基于现场单孔爆破试验,在爆区后方构建5排×17列的测点方阵模型,在考虑震波频率随传播距离衰减的基础上,利用Anderson线性叠加模型来模拟单排炮孔在不同爆破条件下振动＂场＂的变化情况。结果表明：随炮孔数目的增多,振速等值线外移,等值线中心逐渐与炮孔连线平行,平行炮孔连线方向上振速的增加幅度逐渐减小,垂直炮孔连线方向上振速沿传播距离的衰减速度逐渐增大;随炮孔距离的增加,炮孔连线方向上地震波能量流动比例增加,流动方向从近似沿小球面逐渐变为大球面扩散,振速等值线变得粗糙,平行炮孔连线方向上爆破近区中心一定范围内测点的振速减小,两边振速增大,垂直炮孔连线方向上近区测线振速沿传播距离的衰减速度加快,远区则减慢并最终趋于一致;随炮孔装药量的增加,炮孔连线上能量密度增加,振速等值线的强度增大,平行炮孔连线方向上爆破近区中心测点振速的增长幅度明显大于两边,垂直炮孔连线方向上振速沿传播距离的衰减速度逐渐增大。

爆破应力波在构造带煤岩的传播规律及破坏特征79-86

摘要：针对煤矿井下爆破作业扰动到构造带煤岩体容易诱发煤与瓦斯突出事故的现实背景,根据爆破应力波在构造带煤岩的传播规律结合相似模拟实验和数值分析,研究应力波对构造带煤岩的损伤破坏特征及其对煤与瓦斯突出的影响作用机理。研究发现,爆破应力波从岩体传播到构造松软煤层时,在煤岩交界面发生了波的透射和反射;透射的压缩应力波作用于煤体,使煤层裂隙增加;反射的拉伸应力波反作用于岩体,使位于岩体内相应测点的应力值增大约1.1倍,在靠近松软煤体一侧的岩体内形成交叉网状裂纹,加大了岩体的破坏程度和破坏范围。构造松软煤体加强爆破应力波的反射拉伸和爆破振动的累积效应导致构造带煤岩交界面的煤岩体损伤严重,当煤岩体的强度不能抵抗瓦斯内能和煤岩体的弹性潜能时将会发生煤与瓦斯突出。

基于覆岩层状结构特征的开采沉陷分层传递预计方法87-95

摘要：煤系覆岩层状结构作为煤炭赋存的显著而重要的地质特点,不仅影响着开采沉陷的发展过程,也决定着沉陷后地表最终形态。以陕北榆神矿区2~（-2）主采煤层区域地质赋存条件和小保当井田典型钻孔资料为主要依据,以砂岩层数、砂岩平均厚度、砂泥比等3个覆岩层状结构关键特征为变量,构建了18组覆岩层状结构数值模型。通过数值模拟实验,揭示了它们对下沉系数的影响规律,建立了相应的量化关系。从变形传递叠加的角度,提出了基于覆岩层状结构特征的开采沉陷分层传递预计方法的原理和前提条件,构建了开采沉陷分层传递走向主断面下沉、水平移动与变形预计模型。工程实例验证了该方法较概率积分法具有更高的整体预计精度,可为中国西部煤矿区开采沉陷的防治提供更好的技术支持。

干湿循环作用下弱胶结砂岩声发射特征及其细观劣化机理96-103

摘要：针对弱胶结砂岩遇水软化和泥化现象,采用饱水实验、QEMSCAN扫描电镜以及声发射试验,对不同干湿循环次数作用下弱胶结砂岩的物理力学性质及其细观结构特征变化进行了探讨。研究表明：弱胶结砂岩遇水软化宏观特性分为4类,其宏观特性的差异主要取决于弱胶结砂岩细观颗粒胶结方式、胶结物成分和含量相关等细观参数;弱胶结砂岩遇水软化细观特征,一方面在饱水过程中胶结物溶蚀逐渐减少、颗粒自身膨胀产生细粒碎屑,另一方面饱水过程中导致岩样内部次生孔隙率增大;随着干湿循环次数的增加AE事件计数率与能量释放率也不断的降低,主要是干湿循环次数增加,砂岩内部骨架颗粒与胶结物质均得到不同程度的软化,颗粒胶结性能变差,裂纹发展速度较缓,规模较小,释放的能量较小,因此,随着干湿循环作用增加砂岩破坏时出现较低的试件计数率和能量释放率,反映出干湿循环次数增加后应力扰动敏感性降低进而导致破坏程度降低,为进一步研究弱胶结砂岩变形破坏机理奠定基础。

露天煤矿生态恢复环节作业方式与参数确定方法104-111

摘要：提出采用绿色开采技术是解决露天矿生态环境问题的根本途径,在原有工艺环节基础上加入＂生态恢复＂环节,形成露天煤矿绿色开工艺系统。对生态恢复环节的作业方式和参数等进行研究,定义了生态恢复作业面、土地平整带等概念。土地平整带的划分方式按与排土台阶的关系分为：平行划分和垂直划分。生态恢复环节主要作业参数为：生态恢复作业面的面积、土地平整带宽度、土地恢复工作线长度、平均填方厚度或挖方深度（填方为正、挖方为负）、土地恢复水平跟进速度,建立了作业参数计算的数学模型,确定了生态恢复环节的设备类型及其生产能力计算方法。以准格尔黑岱沟露天煤矿内排土场土地恢复为例进行了设计,确定了土地恢复工作面的划分、生态恢复环节工艺及设备类型,确定了作业参数。

综采工作面覆岩压实区演化采高效应分析及应用112-120

摘要：采用相似材料物理模拟试验及理论分析,研究在不同采高条件下覆岩压实区的动态演化规律及形态特征。研究结果表明：在煤层开采之后,采动覆岩离层量分布呈＂马鞍＂状,采空区底板在一定区域内存在应力集中,结合两者可作为压实区底部边界判定依据;采空区覆岩压实区的形态及时空演化规律受采高与工作面推进距离的共同影响,得到了压实区宽度、高度及垮落角度的演化规律与采高的关系;同时,结合冒落带岩体的碎胀特征与底板应力集中的特点,分析了压实区压实程度的采高效应,即在一定范围内,采高越高,压实程度越大。基于采动裂隙椭抛带理论,在试验结果分析的基础上,建立了采动裂隙椭抛带压实区的数学表达方程,为卸压瓦斯抽采系统的布置及参数优化提供借鉴。

大型真三维煤与瓦斯突出定量物理模拟试验系统研发121-129

摘要：采用物理模拟试验开展多种组合条件下煤与瓦斯突出定量化模拟是目前研究煤与瓦斯突出机理与规律的主要研究手段,以综合作用假说、CSIRO突出模型为理论依据,根据推导建立的煤与瓦斯突出相似准则,研发了可考虑不同地质条件、地应力、煤岩体强度、瓦斯压力和施工过程的大型真三维煤与瓦斯突出定量物理模拟试验系统;系统由模型反力与空间密封单元、高地应力梯度加载智能控制单元、大流量高压瓦斯气体充填加载单元、巷道微型掘进与高速记录单元和多元信息瞬态获取五大关键单元构成。可实现最大尺寸为1.5 m×1.5 m×3 m（长×宽×厚）的试验模型真三维梯度加载,系统最大加载能力60 MPa,模型厚度方向可按0.6 m倍数调节,系统最大充气压力3MPa,最大气体充填速度360 L/min,微型光纤光栅传感器最大采集频率500 k Hz,巷道最大掘进速度10 cm/min。各模块协同工作,可实现三维气固耦合条件下石门揭煤诱发煤与瓦斯突出试验模拟,为探索不同组合因素下煤与瓦斯突出发生条件,揭示突出机理提供了定量化模拟平台。

突出煤体变形破坏过程声发射演化特征综合分析130-139

摘要：对阳煤新元矿3号突出煤层的原煤和型煤进行载荷控制方式下的变形破坏试验,研究不同类型煤样变形破坏过程中声发射特征及其差异。研究结果表明,煤体破裂过程经历了3个阶段：非裂纹发展阶段、裂纹的稳定发展阶段和非稳定发展阶段。原煤在裂纹的稳定发展阶段及其以后,体应变速率的增大伴随着声发射指标的增大,且体应变的突降伴随着声发射指标的激增。原煤的裂纹非稳定发展阶段出现在峰值应力之前,表现出峰后的脆性变形特征,声发射指标峰值也出现在峰值应力之前;而型煤的裂纹非稳定发展阶段出现在峰值应力以后,表现出峰后塑性流动的延性变形,声发射指标峰值也出现在峰值应力以后。原煤破裂过程中呈现出两种体应变-时间曲线形态,既有较为平滑的曲线形态,也有在裂纹的稳定发展阶段就开始出现短时突降的体应变-时间曲线形态;而型煤仅呈现出平滑的曲线形态。原煤的声发射参数与应力之间总体上呈正相关关系,且在裂纹的非稳定发展阶段或者稳定发展阶段的中期以后,声发射参数具有较高的数值;而型煤声发射参数的演化分为两个阶段,峰前的平静期和峰后的爆发期,由峰前较为稳定的低值跃升到峰后较高水平的最大值,其破坏的声发射参数具有突增性。原煤声发射强度包括平均强度和峰值强度均远大于型煤的声发射强度,这主要是原煤强度较高容易积聚较高的弹性潜能且内部结构相对破碎所致。

瓦斯压力对煤样冲击倾向性的影响试验研究140-148

摘要：以深部高瓦斯矿井复合动力灾害为研究背景,以瓦斯压力对煤样的冲击倾向性的影响为研究目的,以RMT-150C型岩石力学试验机为载体,研发含瓦斯煤岩单轴压缩条件下受载变形破坏实验装置,并结合XL2101C程控静态电阻应变仪组成含瓦斯煤单轴压缩实验系统,进行含瓦斯煤的冲击倾向性指标测定试验。试验结果表明：煤样在充气过程和吸附瓦斯过程均存在扩容现象,煤样体积随瓦斯压力的增大而增加,吸附过程煤样体积变化分为两个阶段：加速变形阶段和平缓阶段;随着瓦斯压力从0增加到2 MPa,煤样的动态破坏时间增加547.64%,煤样的弹性能量指数、冲击能量指数和单轴抗压强度分别降低85.29%,96.24%和58.78%,综合评价结果为冲击倾向性降低。

三轴应力下软煤和硬煤对不同气体的吸附变形特性149-157

摘要：为了深入研究煤体与瓦斯相互作用的变形特性,利用自主研发的三轴应力下煤样吸附变形动态测试系统,开展三轴应力状态下CO2和CH4气体在软煤和硬煤中吸附量以及吸附变形的动态测试试验,建立了三轴应力下煤样吸附气体变形模型。试验结果表明：（1）软煤和硬煤在三轴应力条件下对CO2和CH4气体的吸附曲线符合Langmuir方程。三轴应力状态下软煤的吸附能力远大于硬煤的吸附能力,且两种煤样对CH4的吸附量都小于CO2。（2）在应力恒定状态下,软煤吸附气体后的变形大于硬煤吸附气体后的变形。（3）软煤与硬煤在三轴应力下的吸附变形动态演化过程可以划分为初始快速变形阶段、缓慢变形发展阶段和变形稳定阶段3个阶段。（4）三轴应力下煤样的变形量随着吸附量的增加而增大。