厚松散含水层失水沉降相似模拟实验研究

目前缺乏对厚松散含水层地质采矿条件下覆岩破断及变形规律的深入研究。以淮南矿区潘四东煤矿11111工作面为工程背景,构建相似材料模型,采用数字摄影测量提取位移法记录模型开挖过程中覆岩破断过程及覆岩变形情况。分析了含水层失水沉降原因:覆岩在W型剪切应力拱作用下形成2条纵向的主导水裂隙带,导水裂隙带的进一步发育引起含水层失水固结,在厚松散层重力作用下进一步压实,随着覆岩破断运动的加剧,在弯曲带和覆岩共同挤压下形成О型剪切应力拱,压缩薄层空间,导致地表下沉量增大。分析了失水状态下覆岩损伤情况:工作面开采工作完成且覆岩达到稳态后,前垮落角为57°,后垮落角为62°,导水裂隙带高度为63 m,开切眼及终采线上方覆岩在应力集中作用下断裂,产生纵向裂隙,开切眼及终采线上方垮落带区域内覆岩产生横向离层裂隙,纵向裂隙和横向离层裂隙加剧了覆岩与含水层间的水力联系。给出了失水状态下覆岩动态运动规律:随着开采工作面的推进,各观测线覆岩下沉量逐渐增大,接近开采工作面的观测线覆岩下沉量最大,工作面上方覆岩的观测线下沉量曲线走势基本类似且跳变一致,含水层上方的观测线下沉量曲线走势基本吻合且跳变同步,工作面上方与含水层上方的观测线下沉量跳变异步,表明含水层对覆岩移动变形具有重要作用。     

无煤柱切顶留巷覆岩破坏特征及微震实测研究

为进一步研究无煤柱切顶留巷技术开采后的覆岩破坏规律,以柠条塔煤矿S1201-Ⅱ工作面为工程背景,采用物理相似模拟与数值模拟的研究手段,结合现场微震监测技术建立了微震波形数据库,研究了随工作面持续开采,无煤柱切顶留巷不同阶段的覆岩采动裂隙演化及应力空间展布特征,得出了工作面覆岩周期性破断规律。研究结果表明：工作面发生初次来压时的覆岩裂隙发育高度为57.6 m,切顶前中部裂隙带发育高度为95.5～96.1 m,裂采比为23.8～24.0,边缘侧裂隙发育高度为105.9～106.4 m,裂采比为26.4～26.6。切顶后工作面两侧裂隙带最终发育高度为104.3～105.2 m,裂采比为26.1～26.3,工作面中部裂隙带由于上覆岩层的不断压实弥合,最终发育高度为94.3～95.2 m,裂采比为23.6～23.8。当巷道分别处于掘进、切缝阶段,顶板位移基本没有产生改变;当其进入顶板下沉、切顶成巷阶段,顶板位移不断增大。切顶卸压完成后,巷道侧支承压力峰值增大,表明切缝之后的工作面跨度进一步增大,倾向支承压力不断增大;工作面顶板卸压效果显著,顶板产生大范围应力释放现象。在该工作面布置了微震监测系统...     

巨厚松散层下煤层开采薄基岩变形及矿压显现研究

以赵固一矿12051综采工作面为研究对象,采用UDEC数值模拟软件对巨厚松散层条件下煤层开采薄基岩变形及矿压显现进行了研究。结果表明:(1)工作面初次来压步距为55 m,周期来压步距为15m;开采后上覆薄基岩出现垮落带和裂隙带,垮落带高度为12.4 m,垮采比为3.54,裂隙带高度为36.7m,裂采比为10.48。(2)随着工作面推进距离的不断增加,工作面前方支承压力影响区范围、支承压力峰值和塑性区范围均增加;当基本顶初次来压后,工作面前方支承压力处于稳定状态,主要表现为最大应力集中系数和塑性区范围基本保持不变。研究结果可为类似地质条件下综采工作面围岩控制提供依据。     

综放仰采工作面覆岩移动规律及支架工作阻力确定

综放仰采工作面覆岩运移规律与水平开采工作面有较大差别,顶板垮落频繁,为工作面支架的稳定带来了极大的考验。现有对综放仰采工作面安全开采的研究主要集中在仰采角度变化对覆岩运移规律的影响上,对顶底板受力特征缺乏系统的研究。针对以上问题,以瑞隆矿8102综放仰采工作面为背景,采用UDEC数值模拟软件分析了综放仰采工作面不同推进距离下覆岩运移规律及顶板破断特征:在仰斜开采中,受倾角和开采方式的影响,底煤应力最为集中,工作面具有明显的初次来压和周期来压特征,与近水平煤层综放工作面相比,周期来压步距明显减小,上覆岩层峰值强度相对较低,顶板不易形成结构,来压较频繁,矿压显现较剧烈;8102工作面直接顶初次垮落步距为25m,基本顶初次来压步距为40m,周期来压步距为10～15m。利用顶板-支架力学关系确定支架工作阻力的计算方法较为繁琐,很多方法应用于工程现场不具有实用性,对比了目前几种常用支架工作阻力计算方法的优缺点及实用性,并根据8102工作面实际工况确定了动载荷计算法为最适合的支架工作阻力计算方法,具有计算结果精确且参数容易选取的特点,确定了该工作面的支架最大工作阻力为6 359kN/架,工作阻力大于7 066kN的支架即可满足该工作面支撑要求。工程应用结果证明了利用动载荷计算法计算8102工作面支架工作阻力的正确性。     

综放工作面初采期抛物线型高位钻孔瓦斯抽采研究

针对采用常规高位定向长钻孔在工作面初次来压期间瓦斯抽采效果不佳的问题,以中煤华晋集团有限公司王家岭矿12309综放工作面为工程背景,通过物理相似模拟和数值计算分析了初采期综放工作面煤层顶板覆岩结构和裂隙发育规律:初采期的煤层顶板裂隙发育高度低、数量少,随着工作面的推进,顶板裂隙逐步发育,裂隙发育的高度和范围随着推进距离的增加而增大,裂隙最大发育高度约为28m,工作面来压步距约为50m;初采期工作面瓦斯浓度和涌出量较大,沿工作面倾向,瓦斯浓度从20～150架支架逐渐增大,沿工作面走向,由煤壁300mm至后刮板输送机瓦斯浓度逐渐增大,采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的50%以上,瓦斯涌出量整体上呈上升趋势,且有明显的阶段性特征。根据现场实际情况和初采期综放工作面瓦斯涌出特征、覆岩结构及裂隙演化规律,对初采期的常规高位定向钻孔的轨迹进行了优化设计,提出了初采期抛物线型高位定向钻孔瓦斯抽采方法。将钻孔的终孔位置设计在煤层里,与采空区直接导通,用于工作面初采期采空区低位瓦斯抽采,解决了初采期常规高位水平长钻孔层位较高的问题。现场应用结果表明:相比于常规高位定向钻孔,采用抛物线型高位定向钻孔可在工作面采空区基本顶初次来压前有效抽采采空区低位瓦斯,瓦斯抽采纯量平均提高了约37%,上隅角和回风流最大瓦斯体积分数均小于0.80%,达到了瓦斯抽采的预期效果。     

厚煤层分层开采综放工作面瓦斯涌出量预测

综放工作面与单一回采工艺工作面不同,采用AQ 1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》预测综放工作面瓦斯涌出量时存在较大误差,且目前缺少厚煤层分层开采综放工作面瓦斯涌出量预测方面的研究,导致瓦斯治理技术依据性不强。针对上述问题,提出了厚煤层分层开采综放工作面瓦斯涌出量预测方法。通过分析厚煤层分层开采综放工作面瓦斯涌出特点,确定了综放工作面瓦斯涌出来源,包括割煤、放煤、采空区、邻近层涌出瓦斯;针对不同瓦斯涌出来源,得出了相应的瓦斯涌出量计算公式,由此得到厚煤层分层开采综放工作面瓦斯涌出量计算公式。采用该方法对乌东煤矿及碱沟煤矿综放工作面瓦斯涌出量进行预测,预测值与实测值的误差均小于5%,满足实际生产需求。     

特厚煤层综放工作面矿压显现规律分析

采用现场矿压观测和RFPA数值模拟方法对耿村煤矿易自燃特厚煤层综放工作面矿压显现规律进行了分析研究。结果表明,耿村煤矿12170综放工作面存在比较剧烈的矿压显现,老顶存在较明显的周期来压现象,老顶周期来压平均步距为16.06 m;整个工作面全长范围内,老顶来压具有明显的不一致性,即中下部和下部来压强度大,上部和中上部来压强度小;综放支架在回采过程中支护阻力充足,其可靠性较好,能够适应2-3特厚煤层综放开采的要求;RFPA数值模拟结果与现场矿压观测结果一致,表明了RFPA数值模拟方法应用于矿压显现规律分析的有效性。     

提高煤矿带压开采安全性的工作面探放水的设计与应用

工作面带压开采的过程中受地下水分布的影响,需进行探放水作业以保证矿井的开采安全。本文针对煤矿带压开采的地质分布特征,评价分析突水性,并制定了探放水作业方案。作业施工结果表明,工作面处于相对安全开采区域,奥灰水的危险性较小,通过探放水施工可有效排放裂隙含水层中的水,使涌水量保持稳定,保证煤矿的安全开采。     

山东能源新矿集团千米深井千万吨综放工作面开采技术

<正>山东能源新汶矿业集团有限责任公司(简称山东能源新矿集团)新巨龙能源公司综合采用多种方法,系统研究了深井高地压、高地温、高水压、易自燃条件下的开采模式与技术。主要成果:采用大采高综采放顶煤开采方法(煤层平均厚度为8.82m,机采高度为4.0m)实现了千米深井千万吨综放工作面采煤;     

路天煤矿1604综放工作面顶煤冒放性评价

放顶煤开采是利用采动支承压力的作用使煤体自然压裂破碎和跨落并从支架放煤口放出,因此,顶煤冒放性的好坏就成为该采煤法的关键所在。文章根据路天煤矿的煤层赋存条件,运用模糊数学分类方法,采用Matlab编程计算,并结合煤层强度、赋存深度、节理裂隙发育程度、夹矸厚度、煤层厚度和直接顶的充满系数6个因素,对该煤矿1604综放工作面顶煤冒放性进行了分析评价。评价结果表明,1604综放工作面顶煤冒放性好,对路天煤矿的生产实践具有一定的指导意义。     

直流电阻率法在煤层底板水害监测中的应用研究

目前针对直流电阻率法在煤层底板水害监测中应用的研究成果主要集中于底板变形与破坏的电阻率响应特征上,对导水通道动态发育过程的电阻率变化规律研究较少。针对华北型煤田面临的底板承压水害问题,采用直流电阻率法对采动影响下的底板含、导水异常构造进行监测。首先,介绍了采煤工作面直流电阻率监测系统工作原理和基于电阻率三维反演的监测数据自动处理解释方法;然后,构建了底板突水过程监测地质模型,对底板含、导水构造发育过程进行数值模拟研究;最后,在煤矿井下开展了底板直流电阻率监测试验。数值模拟结果表明:根据电阻率三维反演结果可识别含、导水异常构造在测线走向上的展布范围;根据电阻率随时间的变化趋势可推断异常构造的发育情况,随着含、导水异常构造向上发育,低阻异常响应逐渐增强,低阻异常在垂向的展布范围逐渐增大。井下试验结果表明:利用直流电阻率监测成功捕捉了采煤工作面底板出水过程,电阻率出现异常变化的时间早于工作面实际出水时间;工作面涌水量增加之前,低阻响应表现出逐渐增强的变化趋势,与数值模拟结果基本一致;工作面出水后,低阻异常逐渐减弱。研究结果表明可利用直流电阻率法进行工作面水害预警,但要准确判断异常构造的发育高度还需结合其他监测手段进行综合解释。     

闭坑矿井矿界煤柱采动损伤及其安全性评价

闭坑矿井矿界煤柱受采动损伤后其隔水能力降低,易导致闭坑老空水破坏矿界煤柱进入相邻生产矿井,影响矿井安全生产。以淮北矿区两相邻矿井即闭坑矿井沈庄矿和生产矿井袁庄矿的矿界煤柱为研究对象,采用FLAC 3d数值模拟和理论计算方法,对沈庄矿S2Ⅱ313工作面和袁庄矿Ⅲ3142工作面矿界煤柱采动损伤区宽度进行研究,根据研究结果确定矿界煤柱采动损伤区宽度为13.1 m,表明矿界煤柱已被破坏,两相邻矿井边界煤岩层已不具备阻水能力。在此基础上对矿界煤柱安全性进行了评价,得出现有矿界煤柱存在渗水和溃水危险性,需采取布置阻水帷幕或注浆加固等措施。     

白龙山煤矿10201工作面合理挡风帘长度确定

针对白龙山煤矿10201工作面漏风严重和上隅角瓦斯浓度偏高的问题,利用Fluent软件对进风侧不同挡风帘长度下工作面风量和瓦斯浓度、采空区瓦斯分布和自燃氧化带的变化规律进行了数值模拟研究,结果表明:在工作面距进风巷0~80 m范围内,随着挡风帘长度增加,工作面风量逐渐增加;在工作面距进风巷0~190 m范围内,随着挡风帘长度增加,工作面瓦斯浓度逐渐下降;挡风帘可降低采空区回风侧浅部和中部的瓦斯浓度,而对于采空区进风侧和回风侧深部区域,挡风帘会使瓦斯浓度有所上升;在进风侧设置挡风帘会使采空区进风侧自燃氧化带宽度变大、采空区回风侧自燃氧化带宽度减小,且随着挡风帘长度增加,采空区进风侧自燃氧化带逐渐向工作面靠近。根据数值模拟结果,确定合理挡风帘长度为5 m,应用结果表明:挂帘后工作面有效风量增加,瓦斯体积分数平均值为0.521%,降幅达13.5%,一氧化碳体积分数平均值为2.26%,降幅为8.1%,降低了上隅角瓦斯超限和采空区自然发火的危险性。     

高瓦斯矿井采空区瓦斯与煤自燃耦合规律研究

针对目前采空区瓦斯与煤自燃共同致灾数值模拟仅考虑流体影响、未考虑其他物理场影响的问题,采用Comsol-Multiphysics多场耦合数值模拟软件建立了采空区瓦斯与煤自燃耦合模型,分析工作面采场与采空区瓦斯和O2分布规律,探讨抽采量和进风量对高位抽采巷道瓦斯浓度和采空区底板O2浓度的影响,并综合确定最佳抽采量和进风量。结果表明:随着抽采量的增大,瓦斯抽采浓度先增大后减小,采空区氧化升温带宽度呈正相关增长,综合考虑瓦斯抽采效果与自然发火防治,建议高位抽采巷道最佳抽采量为90m^3/min;随着进风量的增大,高位抽采巷道瓦斯浓度和纯量先增大后减小,采空区进风侧氧化升温带宽度明显增大,最大时达到109.3m,而回风侧氧化升温带宽度变化幅度很小,综合考虑瓦斯抽采效果与自然发火防治,试验工作面最优进风量为1 500m^3/min。     

自动化大采高综放工作面关键技术探讨

介绍了液压支架自动控制、跟机自动化、放煤自动化、远程控制、照明及低照度摄像等自动化大采高综放工作面关键技术;分析了特定煤层条件下自动化大采高综放开采的适应性,认为自动化大采高综放工作面不仅可以实现采放平行作业,而且可实现年产1 500万t;介绍了自动化大采高综放开采技术存在的问题,指出未来的自动化大采高综放工作面将朝着高可靠性、智能型、减少人工干预的方向发展。     

采空区瓦斯抽采钻孔参数及注氮防灭火研究

钻孔抽采能够影响采空区内部风流的运动,从而导致采空区流场发生变化,增加工作面向采空区的漏风,同时钻孔周围呈现负压状态,漏风风流也不断向钻孔周围补充,采空区煤体在漏风集中区域呈现氧化升温状态,存在采空区遗煤自燃问题。针对上述问题,研究了钻孔抽采条件下采空区最优注氮防灭火方案。以白龙山煤矿10201工作面为背景,用数值模拟软件对工作面采空区进行仿真,分析了不同抽采参数下的采空区流场和温度场分布,依据合理钻孔参数确定了最优注氮条件。结果表明:抽采负压为30kPa时瓦斯抽采效果良好,氧化升温带增幅相对较低;钻孔间距为6m时抽采效果佳且工程量较小;进风侧注氮口与工作面距离为75m、注氮流量为1 500m^3/h时,可以很好地缩小氧化升温带宽度并节约成本。实际应用结果表明:综放工作面及上隅角瓦斯体积分数得到了有效控制,均低于1%;抽采管路及上隅角CO体积分数分别低于0.040%,0.032%,采空区煤体未发生自燃,采空区瓦斯抽采和注氮取得了良好的应用效果。     

巷道掘进过程中煤炮现象发生范围及机理研究

为了说明煤炮现象的发生范围和发生机理,采用RFPA2D数值计算软件对某煤矿巷道掘进过程中围岩的变形破坏过程和声发射现象进行了数值模拟研究。研究结果表明,矿井工作面回采巷道发生的煤炮现象是在巷道两帮15 m及顶板约10 m范围内在巷道变形破坏过程中积聚的大量弹性能量释放的过程,是一种能级相对较小的动力现象,不是冲击地压发生的前兆信息。     

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。     

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。