厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度优化研究

厚煤层放顶煤开采实践中,区段煤柱留设宽度与巷道围岩的稳定性相关性极大,区段煤柱留设较小时巷道围岩稳定性较差,受回采影响易发生巷帮外挤、顶板冒落等事故,而煤柱宽度留设过大则造成资源极大浪费。以高河煤矿西一盘区为工程背景,理论分析了巷道围岩变形大的原因,采用数值模拟的方法研究了采空区侧向的应力分布特征、位移变形规律、破坏特征。现场监测数据表明,工作面超前90 m范围外围岩变形缓慢,巷道顶底板及两帮最大变形量均小于50 mm,超前工作面90 m的影响范围内,巷道受到超前集中应力影响而变形剧烈;巷道顶、底板移近量最大为848 mm,两帮移近量最大为583 mm,区段煤柱优化后,巷道变形较优化前有了显著的降低,巷道顶、底板移近量降低了43.76%,两帮移近量降低了35.93%,综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定厚煤层综放工作面区段煤柱宽度为32 m。     

综放工作面区段煤柱合理宽度的数值模拟研究

为了有效测定厚煤层工作面的煤柱合理宽度,针对1208工作面生产地质条件,采用理论计算和数值模拟相结合的方法,对合理的煤柱宽度进行了研究。通过理论计算,初步确定了区段煤柱留设25 m,运用数值模拟分析了区段煤柱内应力分布规律,在煤柱宽度在15~22 m时,应力值处于“谷底”,且处于弹性区。现场应用表明,巷道顶底板移近量最大为169 mm,两帮移近量最大为383 mm,巷道维护效果好,煤柱稳定。研究成果可为该矿后续的工作面区段煤柱尺寸留设提供借鉴。     

特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度的微地震监测

采用高精度微地震监测系统对塔山煤矿采高15 m以上特厚煤层综放工作面岩层运动进行了监测,将监测结果与岩石力学计算和岩层运动分析相结合进行分析,得到了区段煤柱支承压力高峰区距离巷帮的距离.将微地震监测与数值计算的结果进行对比,二者基本一致,证明了微地震监测结果的正确性和可靠性.综合考虑多种因素,确定区段煤柱的合理宽度为20～25 m.     

松软煤层综放开采护巷煤柱合理宽度研究

汾西新阳矿综放工作面煤柱留设大,为了减少煤柱宽度,提高采区采出率,基于极限平衡理论的分析方法,推导出计算煤柱宽度的表达式,结合煤柱强度与高宽比关系,设计煤柱宽由35m减少到25 m;采用连续自动采集装置,实测得煤柱侧支承压力范围为10～12 m,所设计煤柱宽大于2倍塑性区宽,理论计算与测试结果具有很好的一致性。现场监测结果表明：掘进期间,煤柱侧巷道顶板位移85 mm,两帮移近70 mm,顶板深部、浅部离层分别为8和10 mm;回采期间,顶板及两帮位移分别为105和90 mm,离层没有变化,煤柱和巷道都保持稳定,满足安全生产要求。     

特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究

针对塔山矿特厚煤层综放工作面与回采巷道对头施工过程中面临的区段煤柱合理宽度留设、回采动压影响范围确定等问题,采用理论分析、数值模拟及现场应力实测等手段对特厚煤层综放采场覆岩断裂结构、区段煤柱应力分布及区段煤柱合理宽度进行研究。采空区一侧煤体应力,应力剧烈影响范围30~35 m。煤柱应力现场实测表明,相邻工作面回采期间应力沿煤柱宽度大致呈单峰型、非对称分布,应力高峰区距8210回风巷21~30 m、距8208采空区8~17 m,采空区顶板运动稳定滞后距离120~130 m。结果表明,塔山矿特厚煤层综放面对头施工条件下留设38 m煤柱是安全的,从煤柱应力分布角度分析煤柱宽度可减小至30~32 m。     

马军峪煤矿90109综放工作面区段煤柱宽度优化研究

以马军峪煤矿90109综放工作面合理的区段煤柱宽度留设为背景,通过理论计算和Flac~(3D)软件建立模型研究马军峪煤矿90109综放工作面回采时不同区段煤柱宽度下煤柱的应力分布,确定马军峪煤矿90109综放工作面的区段煤柱宽度为20 m。对留设的煤柱进行钻孔应力监测,通过对现场监测数据分析可知,在留设20 m宽煤柱的情况下,90109综放工作面回采过程中巷道变形在可允许范围内,能够保证该综放面的安全回采。     

煤柱宽度对综放工作面巷道位移的影响规律

应用现场实测和计算机数值模拟(FLAC3D)方法,研究调整并分析了不同煤柱宽度条件下,综放回采巷道围岩位移分布特征及其变化规律.研究结果表明,护巷煤柱的宽度不同,综放工作面巷道位移变形有很大差异,巷道围岩移动具有明显的采动影响近场效应;在一定的护巷煤柱宽度范围内,并非煤柱越宽越稳定,或在极窄小煤柱护巷条件下,将巷道布置在采空区边缘低应力区就有利于维护;合理的支护方式应能控制巷道呆动影响剧烈阶段的围岩变形,支护设计应从载荷控制向变形控制转变.     

综放工作面区段煤柱合理宽度优化研究

为了合理确定兑镇煤矿工作面区段间的煤柱宽度,在保证巷道支护稳定前提条件下,减小煤柱宽度,提高煤炭采出率,通过对现场采集的煤层及顶底板煤岩样进行了煤岩体的物理力学参数测试,采用FLAC3D数值分析软件,建立了工作面回采过程中不同宽度区段煤柱的力学模型,对比分析了3种不同煤柱宽度时围岩应力、变形及塑性区分布规律的差异。结果表明：16 m宽的煤柱可以较好地减小工作面推进过程中煤体的应力集中程度、塑性区范围及侧向位移,减少煤柱宽度,最终确定了区段煤柱合理的宽度为16 m,工作面实现安全回采。     

综放工作面沿空侧煤柱合理宽度留设研究

以夏店煤矿地质条件为基础,对3107综放工作面沿空侧煤柱内应力分布特征进行了研究,并对煤柱合理留设宽度进行了确定。理论计算3107综放面煤柱宽度应在23.55～27.97 m范围内,通过数值模拟分析,确定煤柱留设宽度可取计算所得宽度的下限。综合考虑安全、经济等因素,最终确定3107综放面沿空侧的煤柱宽度为25 m。煤柱宽度比按工程经验留设的宽度减少了10 m,不仅提高了煤炭资源的采出率,而且可大大提升矿井的经济效益。     

提高综放工作面顶煤回采率的途径

综放工作面回采率低主要是由初采、末采、工艺损失以及人为因素等原因造成。针对这一问题进行了系统分析,从不同方面做了详细论述。     

综放工作面回采巷道锚杆支护解除机理与实践

为了防止顶板初次垮落步距加大和工作面端头较大范围悬顶,基于潞安矿业(集团)公司漳村矿2203工作面安全高效生产的重要性,采用理论分析、数值模拟和现场试验的方法,分析了锚杆支护解除前后回采巷道顶板状态、煤柱支承压力分布、煤柱屈服区宽度、邻近巷道围岩移动破坏等变化情况,研究了回采巷道锚杆、锚索支护解除机理、方法及工艺过程。结果表明：实施锚杆支护解除可以减小初次垮落步距,增加初采放煤量,减小煤柱压力,改变工作面邻近煤柱的受力状态,提高煤柱整体强度,可以回收锚杆、锚索及组合构件。2203工作面成功回收90%以上的可回收锚杆,不可回收锚杆（索）的托盘及钢带等基本回收,初采垮落步距减小了8 m,增加初采放煤量7 311 t。     

煤柱宽度对综放回采巷道围岩力学特征影响分析

依据谢桥煤矿1151（3）综放工作面工程地质及开采技术条件,在对影响该条件回采巷道护巷煤柱宽度的因素分析基础上,应用计算机数值模拟（FLAC2D）,模拟并分析了不同煤柱宽度煤柱及巷道围岩在回采期间的应力分布及变形情况,获得了不同煤柱宽度巷道围岩在回采期间的力学特征,为综放开采回采巷道煤柱宽度的合理留设、支护参数选择、巷道围岩稳定性控制及安全生产提供理论依据。     

浅埋薄基岩含水层下巷柱式放顶煤充填开采技术

为了提高煤炭资源采出率且实现对地表含水层的保护,针对榆林市榆阳区煤层普遍埋藏浅、基岩薄、地表及基岩有含水层的特点,分析了房柱式、刀柱式采煤法的煤柱稳定系数小于1,煤柱失稳最终破坏地表上覆含水层.因此,提出了一种高采出率、保水的巷柱式放顶煤充填开采新方法,通过对巷柱式放顶煤巷道布置、回采工艺以及充填工艺的介绍,以期推动类似条件矿区采煤方法的改革,实现资源与环境的协调开采.     

综放面区段小煤柱合理尺寸确定研究

为了解决五阳煤矿综放面区段煤柱宽度过大问题,基于7803综放面工程地质条件,运用极限强度理论和弹塑性理论计算出了煤柱合理宽度分别为7.9,7.6 m;采用FLAC^3D软件模拟分析了7803综放面侧向支承压力,并确定其峰值在距离巷道16 m处,分析了不同煤柱宽度塑性区分布规律。综合考虑巷道支护难度、安全系数、资源采出率等客观因素,确定7803综放面合理煤柱宽度为8~10 m。     

特厚煤层大采高综放开采关键技术

大采高综放是特厚煤层的主要开采方法,但随着割煤和放煤高度的增加,将带来矿压显现剧烈、工作面煤壁片帮严重、顶煤采出率低、瓦斯涌出量大等突出问题。笔者在分析我国煤炭综放开采技术发展历程的基础上,以塔山煤矿8105工作面为工程背景,研究了14~20 m特厚煤层大采高综放工作面顶煤顶板运移规律,成功研发了大采高综放工作面片帮综合防治技术、高效高采出率放煤技术和“低瓦斯赋存,高瓦斯涌出”条件下安全保障等关键技术。井下试验表明：塔山煤矿8105工作面采出率达88.9%,较8104工作面提高5.9%;工作面设备平均开机率达92.1%,2011年累计生产原煤1 084.9万t,首次实现了大采高综放开采全国产技术工作面年产1 000万t的目标。     

大断面采动剧烈影响煤巷变形破坏机制与控制技术

受相邻大型综放面剧烈采动影响,大断面综放沿空煤巷掘进过程中易出现冒顶、垮帮、支护体损毁等强矿压现象,导致巷道不能安全畅通。以王家岭煤矿20102回风巷道为研究对象,采用现场调研、理论分析、数值模拟、井下试验等手段进行变形破坏机制分析,认为其变形破坏的主要因素有:高支承压力,围岩裂隙发育、强度低,大断面,支护不合理。得出巷道变形破坏动态过程为:大型综放开采→大范围高支承压力、高强度应变能积聚→巷道开挖导致应变能剧烈释放→围岩结构劣化和强度丧失→(支护不利、大断面等)巷道严重失稳破坏。在上述研究基础上,提出巷道掘进期间和回采期间围岩控制对策与技术,并结合现场地质生产条件确定支护方案。现场实践表明,采用综合控制技术后,顶板变形量为136 mm,两帮变形量为116 mm,底板变形量为132 mm,处于稳定状态。