非均质岩石损伤效应下沿空留巷煤柱宽度研究

目前对沿空留巷煤柱宽度留设的研究集中在煤柱强度、煤柱载荷与煤柱稳定性方面,很少考虑岩石非均质性及损伤效应对煤柱留设宽度的影响。以乌兰木伦煤矿四盘区12煤沿空留巷为工程背景,在考虑岩石非均质性-损伤效应基础上,综合运用理论分析、数值计算、现场实测等方法,研究了煤柱留设宽度。研究结果表明:岩石非均质性-损伤效应模型可较好地反映岩石破裂特征,即在弹性阶段仅有少量颗粒发生破坏,在塑性阶段裂隙开始发育并出现贯通现象,在破坏阶段形成沿对角线方向的宏观剪切裂纹;随着煤柱宽度增大,巷道整体变形量先减小后增大,在煤柱宽度为6m时发生突变,煤柱周围损伤区域范围及损伤程度不断减小;采动侧巷帮变形量大于非采动侧,但随煤柱宽度改变的变化量较非采动侧小,采空区侧围岩损伤分布大于实体煤侧;根据理论分析、数值计算确定沿空留巷煤柱宽度为5m并应用于工程现场,工作面前方巷道整体变形量不大,工作面后方60m后顶板覆岩移动变形基本稳定,验证了沿空留巷煤柱宽度留设的合理性。     

超长工作面顺槽保护煤柱合理尺寸的确定

针对神华集团海渤湾矿业有限责任公司路天矿300 m综采放顶煤工作面的生产试验,应用FLAC3D来确定顺槽煤柱在受到采动影响时的合理尺寸,通过建立模型模拟计算得出结论:随着工作面的加长,周期来压缓和,在一定程度上减小了对顺槽煤柱的影响;距工作面后方100~110 m处对煤柱的影响范围最大,侧向明显影响范围可达10 m左右,塑性破坏深度为7 m;由于保护煤柱还要受下一工作面回采时的影响,在相同地质条件下浅埋深超长工作面的保护煤柱确定为15 m。     

古叙矿区沿空护巷技术探索及应用

古叙矿区石屏一矿、宏达煤矿分别在突出矿井缓倾斜薄及中厚煤层综采、机采工作面,采用石墙落巷[1]架设金属梯形棚支架联合支护实行沿空护巷技术探索及应用实践。采用该技术不仅提高了矿井回采率,降低掘进工程量,缩短采面准备时间,缓解矿井采掘接替与治灾矛盾,还避免了留设煤柱区矿压集中可能导致的煤与瓦斯突出威胁,为矿井实现安全生产、高效生产创造了条件,对矿区及相似开采条件煤矿沿空护巷具有一定指导意义。     

下伏被保护层双重采动影响下覆岩瓦斯富集规律

下伏被保护层开采过程中,覆岩在双重采动影响下遭到二次破坏,形成不同于单层开采条件下的垮落特征,同时对采场瓦斯运移富集状态产生影响.以青东煤矿下伏被保护层开采为研究背景,采用相似模拟实验和理论分析方法,研究了采场覆岩在双重采动影响下的垮落特征和瓦斯富集规律,结果表明:在下伏被保护层双重采动影响下,采场覆岩在短时间内发生大范围运动,周期性地形成二次采动影响区;采场内原本富集稳定的瓦斯涌入二次采动影响区,造成该区域短时间内瓦斯富集并发生周期性变化.根据研究结果,在青东煤矿下伏被保护层828工作面施工高位钻孔,对瓦斯富集区进行抽采,通过分析瓦斯抽采浓度,验证了二次采动影响区的存在和瓦斯富集规律,并取得了良好的瓦斯治理效果.     

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

动压影响下深部回采巷道围岩失稳及支护研究

以大同煤矿集团有限责任公司某深部厚煤层综放开采煤矿为背景,通过围岩地质力学测试、井下煤柱应力实测及合理煤柱尺寸确定等方法研究动压影响下深部回采巷道围岩失稳特征及支护方案。研究结果表明:顶板煤体平均抗压强度为32.08 MPa,粗砂岩平均抗压强度为89.85 MPa,4号煤层平均抗压强度为17.61 MPa;测量区域最大水平主应力为26.26 MPa,最小水平主应力为13.39 MPa,垂直应力为15.80 MPa,最大水平主应力方向为N34.4°W,原岩应力场在量值上属于高应力区;一次动压影响阶段,超前支承压力对煤柱的影响范围及影响程度远远小于工作面回采后采动应力对煤柱的影响;二次动压影响阶段,孔深8~18m处煤柱处于弹性核区,合理煤柱宽度至少为55m。提出了14103辅运输巷初始支护设计,现场工业性应用表明:在14102工作面回采期间,巷道有效断面积为巷道掘进断面积的97.5%;14103工作面回采期间,巷道顶底板移近量约为300mm,两帮移近量约为260mm,完全满足矿井安全生产要求。     

高应力区巷道支护结构采动破坏特征研究

高应力区巷道围岩裂隙发育,支护结构更易受采动影响而失稳破坏,而目前对巷道支护结构在采动过程中破坏演化特征的研究鲜有报道。针对双柳煤矿3316工作面地质特征,采用井下动态载荷实测、原位探测、数值模拟等方法,对3316抽采巷支护结构受采动影响破坏动态演化特征进行研究。结果表明:(1)采动对高应力区巷道支护结构动态载荷影响明显,采动影响增强系数达2.1～5.8,致使部分锚杆(索)达到屈服极限甚至发生破断,巷道围岩有失稳破坏风险。(2)采动应力增大引起围岩内部次生裂隙扩展,集中在0～2.44m范围内,围岩裂隙受采动影响系数为1.92～2.54,围岩黏聚力减小,加速支护结构破坏,导致巷道变形加剧。(3)采动对支护结构破坏影响具有显著的时效特性,工作面超过测点10～70m处支护结构受力受采动影响最明显,且两帮支护结构受力具有非对称性。通过优化锚杆强度、锚索直径及间排距等关键支护参数,可有效提高支护强度,巷道顶板变形量为146mm,较优化前减少了71.7%,实现了巷道围岩稳定控制。     

近距离煤层群重复采动下端面冒顶影响因素分析及防治

现有对于端面顶板冒漏的研究多针对单一煤层,而近距离煤层群开采下的端面顶板稳定性不同于单一煤层,在近距离煤层群开采过程中,由于相邻煤层间距较小,上位煤层开采后会使下位煤层开采区域的顶板结构和应力环境发生变化,容易出现端面冒顶、煤壁片帮和顶板压架等灾变问题。以发生过3次大范围冒顶事故的某矿井17101工作面为工程背景,根据煤壁、液压支架与端面顶板稳定性关系,建立了近距离煤层群重复采动下的"端面顶板-煤壁-支架"模型,确定了近距离煤层群重复采动下端面冒顶的影响因素主要为顶板-围岩强度、支架工作阻力、推进速度和端面距。利用UDEC模拟软件模拟不同影响因素对重复采动下端面冒顶的影响,得出以下结论:(1)重复采动过程中顶板与煤体都受到了损伤破坏,顶板与煤壁强度降低,容易出现支架前端顶板冒落,引发顶板冒落与煤壁片帮等灾害,顶板-围岩强度越大,顶板的稳定性越好。(2)液压支架工作阻力偏低是造成工作面端面冒顶的重要原因之一,液压支架工作阻力越大,端面顶板越稳定。(3)工作面推进速度对端面顶板稳定性具有明显的影响,工作面推进速度越慢,采场顶板下沉现象越严重。(4)端面距为端面冒顶的重要影响因素,端面冒顶与端面距呈线性相关,冒落高度随着端面距的增大而增加,端面距越小,端面顶板越稳定,但是端面距太小也会影响到工作面的正常开采,应根据实际情况来确定。针对4个主要影响因素,提出了重复采动下端面冒顶的防治措施,即增加顶板与围岩的强度、提高液压支架工作阻力、合理控制推进速度和减小端面距。上述防治措施可为近距离煤层群重复采动下端面冒顶提供有效的解决方法。     

特厚煤层充分采动覆岩下沉规律研究

大同矿区特厚煤层临空工作面开采过程中强矿压显现问题较开采首采工作面时严重。为研究特厚煤层充分采动条件下的覆岩运移规律,采用采动覆岩内部岩移无线远程监测系统、钻孔电视窥视技术,对同忻煤矿8202工作面覆岩下沉位移变化进行了监测与分析,结果表明:特厚煤层大空间开采早期,覆岩会超前工作面出现自上而下的岩层变形破坏现象,之后才发生自下而上正常的层组破断下沉运移;采场覆岩变形破坏呈现阶段性台阶跃升的变化特征,与关键层所处位置具有一致的对应关系,表明关键层在岩层运动中起主控作用;充分采动条件下覆岩运动出现联动下沉现象。通过物理模拟试验进一步研究了充分采动时覆岩全地层联动下沉的本质,结果表明在主关键层初次破断前,各关键层的分组分层运动趋势较明显,当主关键层初次破断后,受各关键层周期破断长度及上下岩层复合破断规律的影响,覆岩下沉运移更易呈现全地层联动现象。     

煤柱应力区的巷道破坏特征及控制技术研究

在连续煤层开采过程中,上部采空区残余煤柱常导致下伏长壁开采工作面产生强应力,应力积累会造成回采巷道严重破坏变形。为此,以隆泰煤矿巷道的应力破坏变形过程为例进行了研究,分析了采矿巷道围岩的破坏变形过程,运用FLAC3D模拟了应力分布特征以及巷道周围垂直应力和破坏带的演化过程。结果表明,支护煤柱以下工作阻力普遍较高,平均值为9726.6kN,采空区以下普遍较低,平均值为7 655.5 k N;受影响,回采巷道在距工作面30 m以外变形破坏程度相对中等,在距9+10号工作面30 m以内变形破坏程度相对严重;基于残留煤柱集中应力分布特征,采用水力压裂控制其力学特性,改善了回采巷道应力环境。     

开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响分析

目前大多煤矿根据平均开采厚度来确定煤柱宽度,进而指导沿空掘巷,然而煤层在形成过程中受各种因素影响,存在同一煤层厚度变化较大的情况。针对综放工作面煤层开采厚度变化大,导致沿空掘巷围岩变形差异大及破坏机理复杂等问题,采用FLAC 3D软件建立巷道模型,分析平均开采厚度下的围岩变形和破坏规律,并确定合理的煤柱宽度:平均开采厚度为18 m时,在实体煤帮侧,煤体内支承压力峰值与煤柱宽度呈正相关,且煤柱宽度大于8 m后,支承压力增长幅度变缓,因此合理的煤柱宽度应为8 m。在煤柱宽度确定的情况下,研究开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响,结果表明:煤柱宽度为8 m时,随着开采厚度的增加,顶板剪破坏面积增大,覆岩变形范围与顶板下沉量增大,但两帮剪破坏面积和两帮移近量减小;当煤层开采厚度小于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈负相关;当煤层开采厚度大于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈正相关,但增长幅度较小。根据数值模拟结果得出结论:开采厚度的增大对沿空巷道两帮的围岩控制有一定益处,但对顶板维护不利,对开采厚度较大的部位应及时补加锚杆进行强化支护。现场实际应用验证了本文研究的可靠性和有效性。     

复合勘探技术在煤矿工作面水害防治中的应用

现有煤矿工作面水害复合勘探技术大多采用常规回转钻进成孔方法,钻孔数量多、工作量大,且施工过程中钻杆弯曲变形、孔内地层变化、钻进工艺参数改变等会导致钻孔发生偏斜,从而导致探水决策失误。针对该问题,提出一种基于定向钻进的复合勘探技术,并将其应用于某煤矿综采工作面水害探测。应用过程如下:先采用矿井音频电透技术探测工作面低视电阻率异常区,再采用定向钻进技术直接揭露富水区,通过观测钻孔涌水量和化验钻孔涌水水质,确定异常区存在导水奥灰岩溶陷落柱,并圈定了陷落柱在该工作面内的延展状态和边界;根据复合勘探结果,指导更改切眼位置,有效消除了工作面开采揭露导水陷落柱导致突水事故的隐患。     

孤岛工作面冲击地压多指标监测及危险性区域划分

孤岛工作面回采过程中受煤柱应力集中和工作面动压的叠加影响,容易发生冲击地压灾害。现有方法采用单一指标对冲击危险性进行预警,存在较大的预警误差,无法全面反映采掘过程中的冲击危险性。针对上述问题,为了研究孤岛工作面回采过程中的冲击地压危险程度,以济宁二号煤矿93下05孤岛工作面为工程背景,提出了孤岛工作面冲击地压多指标监测方法,利用工作面回采过程中钻屑量、微震、钻孔应力等多指标综合分析了该工作面的冲击危险性,并根据工作面不同区域的冲击地压危险性进行了区域划分。分析结果表明:在联络巷附近及未保护区,微震日最大震动能量及震动总能量、钻屑量及钻孔应力值均明显提高,得出在孤岛工作面回采过程中,联络巷附近及未保护区是冲击地压的危险性区域。根据危险性区域划分结果,考虑到在不同区域应力集中程度的差异性,提出并提前实施了参数差异化的大直径卸压防冲措施,降低了应力集中程度,防止了冲击地压灾害发生。     

残煤复采大采高液压支架阻力对煤壁片帮影响分析

以圣华煤矿复采工作面为工程背景,阐述了残煤复采工作面煤壁片帮机理,通过理论计算和运用计算机数值模拟方法分析了不同支架阻力下煤壁片帮情况,并比较了支架阻力在残煤和实体煤条件下对煤壁片帮的影响,得出了如下结论:1煤壁片帮的程度随着支架工作阻力的增大而减小,且煤壁片帮最大深度与支护强度基本呈线性关系;在同等工作阻力条件下,残煤的煤壁片帮程度要远大于实体煤的煤壁片帮程度;2在实体煤条件下,当工作阻力达到8 000kN时,煤壁片帮情况已经不严重,而在残煤条件下,工作阻力要达到9 000kN才能够控制顶板的下沉和煤壁的破坏深度。最后确定圣华煤矿复采工作面支架阻力为9 000kN。     

基于声音识别的煤矿重特大事故报警方法研究

煤矿瓦斯与煤尘爆炸会产生爆炸声,煤与瓦斯突出会产生煤炮声、支架发出的嘎嘎声和破裂折断声等,冲击地压会产生巨大的岩石破碎声响和震动等,煤矿透水会发出“嘶嘶”的水叫声、大量透水会产生水流声等,煤矿顶板冒落会发出顶板断裂声、煤岩落地撞击声、支护损毁声等。针对煤矿重特大事故声音特点,提出了煤矿井下瓦斯与煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、冲击地压、水灾、顶板冒落等事故报警方法:各事故声音的时域和频域特征与其他声音不同,可通过矿用防爆拾音设备和系统实时监测声音,通过声音智能分析和声音频率、幅度、短时能量等特征参数分析感知事故并报警;通过监测和分析不同监测地点声音强度特征、声音发生的先后关系和防爆拾音设备损坏的先后关系等判定事故发生地点;根据各事故特点提出了多信息融合分析的灾害识别方法,减小工作面落煤、爆破作业、采煤设备、掘进设备、运输提升设备、供电设备、乳化液泵、水泵和局部通风机工作等产生的声音干扰。论述了不同拾音设备的优缺点,矿用拾音设备宜采用麦克风阵列;研究了适用于煤矿重特大事故的声音识别分类器。     

煤矿系统数据挖掘模型的研究与设计

随着煤矿生产系统信息化、集成化程度的提高,对矿山多源异构数据挖掘系统的研究已成为矿山生产、研究部门共同关注的问题。在分析数据挖掘通用模型以及煤矿数据特点的基础上,以XML作为一种异构数据挖掘的标准,提出了一种煤矿数据挖掘系统原型架构。整个系统模型包括数据获取模块、XML隧道、数据挖掘模块和基于XML的知识表达模块,对各个模块的功能以及XML文档与数据库之间互相转换的关键技术进行了深入的研究探讨。     

基于IWOASVM的煤矿突水预测模型

针对传统煤矿突水预测算法易陷入局部最优、预测结果准确率低及速度慢等问题,提出了一种基于改进鲸鱼优化算法(IWOA)-支持向量机(SVM)的煤矿突水预测模型。IWOA从鲸鱼种群初始化、调节因子非线性化及随机差分进化(DE)3个方面入手对鲸鱼优化算法(WOA)进行改进:使用Tent映射初始化鲸鱼种群,提高鲸鱼种群寻找到最优猎物的可能性;通过调节因子非线性变化策略,提升算法在迭代前期的全局搜索能力及迭代后期的局部搜索能力,从而加快收敛速度;引入DE算法的变异、交叉、选择操作,以增强WOA的全局搜索能力。利用IWOA对SVM模型进行参数优化,将影响煤矿突水的水压、隔水层厚度、煤层倾角、断层落差、断层与工作层距离、采高共6个影响因素作为模型的输入特征向量,突水与安全2种突水结果作为模型的输出向量,以突水预测结果与实际结果间的误差最小化为目标建立目标函数,得到基于IWOA-SVM的煤矿突水预测模型。实验结果表明:与粒子群优化算法、DE算法、WOA相比,IWOA的预测准确率最高,标准误差最小,且收敛速度快,鲁棒性好;IWOA-SVM的突水预测准确率达到100%,与传统的突水系数法、SVM、WOA-SVM相比,IWOA-SVM表现出更高的准确率和稳定性。     

煤矿监控新技术与新装备

分析了2004—2013年全国煤炭产量、事故总量、百万吨死亡率和重特大事故变化情况:煤炭产量平均每年增长1.94亿t,事故起数平均每年减少337起,死亡人数平均每年减少551人,百万吨死亡率平均每年减少0.310。提出了低瓦斯和高瓦斯矿井宜选用热催化矿用甲烷传感器;煤(岩)与瓦斯突出矿井宜选用矿用激光甲烷传感器;回采工作面上隅角、掘进工作面、高冒地点、采掘设备、运输设备等宜采用矿用无线传感器,并通过无线输电解决矿用无线传感器供电问题;救护队超前有害气体探测、采空区气体探测、高冒顶板等人员不便到达的地点气体探测宜采用矿用气体遥测传感器;传感器自动调零适用于便携式气体检测仪和无线传感器。提出矿用分布式光纤测温系统监测采空区火灾的轴向布置和蛇形布置方法;煤矿井下胶带、电缆和电气设备火灾监测宜采用矿用分布式光纤测温系统。提出自动化采煤宜采用基于采煤模型的记忆割煤、远程控制方法;带式输送机节能控制宜选用激光胶带秤;矿井供电系统宜采用矿用光纤纵差保护和光纤闭锁综合防越级跳闸系统。     

基于云计算的煤矿安全监测预警系统研究

针对传统煤矿安全监测系统存在无法提前预测井下事故等问题,提出一种基于云计算的煤矿安全监测预警系统,介绍了云计算、SaaS、数据挖掘等相关技术,并详细阐述了系统总体架构及云数据中心的设计。该系统可以有效地预报井下瓦斯事故、机电事故、火灾事故、水害事故等,降低发生安全事故的风险。     

近距离煤层群综采工作面瓦斯治理优选措施

相对于单一煤层或其他煤层群开采,近距离煤层群在开采过程中邻近层受到开采层应力影响更为剧烈,瓦斯更容易通过发育的裂隙涌入开采层,造成开采层工作面瓦斯积聚。现有的针对近距离煤层群的瓦斯治理研究主要侧重于单一措施参数的确定及效果分析,没有深入研究瓦斯治理措施在时间、空间层面之间的联系,对综合瓦斯治理措施的优选组合、具体参数的确定依据及措施采取后的效果分析不够深入。针对上述问题,以阳煤一矿81403综采工作面为研究对象,通过数值模拟方式分析了近距离煤层群条件下开采应力分布及演化过程,研究了上覆岩层破坏及裂隙发育变化规律,得到了81403综采工作面瓦斯主要来源为煤层解吸瓦斯、上邻近层卸压瓦斯、采空区瓦斯等,针对不同瓦斯涌出源头和特点,优先采取顺层预抽+高抽巷+高位钻孔+采空区埋管的瓦斯抽采措施,即在开采前充分预抽减少煤层解析瓦斯量,通过高位钻孔、高抽巷处理邻近层瓦斯涌入,采用埋管治理上隅角瓦斯局部聚集,在时间和空间上形成综合的治理体系,从而达到瓦斯治理目的。实际应用结果表明,工作面回采期间瓦斯抽采率达到了89.9%,回风巷及上隅角瓦斯体积分数保持在1%以下,保证了工作面的安全回采。