定向断裂切顶卸压窄煤柱沿空掘巷关键技术研究

宽大护巷煤柱浪费煤炭资源且容易引起矿井灾害。以支承压力分布规律为依据,确定窄煤柱沿空掘巷为大采高条件下最佳布巷方式。基于覆岩大结构的"弧形三角板"B块失稳,是造成窄煤柱沿空护巷控制失败的主要原因,提出定向断裂切顶卸压围岩控制原理,并建立切顶高度数学模型。工业试验表明,切顶卸压窄煤柱沿空送巷回采期间围岩变形量满足下区段工作面生产要求,取得较好的经济技术效果,具有广泛的推广应用价值。     

不同切槽参数对围岩稳定性分析

为了分析切槽深度和宽度对巷道围岩变形的影响和确定最佳的底板切槽参数,通过理论分析底板破坏的特征和相应的支护措施;采用FLAC 3D模拟了在不同切槽条件下巷道围岩变形的影响规律;研究了在不同切槽参数条件下巷道围岩的变形情况。结果表明,底板岩层强度不同时应当采取不同的支护措施,底板岩层强度较低时适宜采用加固法,强度较高时采用卸压法。当采用底板切槽来降低巷道围岩变形量时,在底鼓量逐渐减少时顶板下沉量也在急剧增加,并且顶板下沉量要大于底鼓的减少量。因此采用切槽卸压降低底鼓量的方法适用于顶板比较稳定的岩层,在底板中部切槽的效果要优于在两底角切槽,切槽深度为巷道宽度一半时,巷道稳定性最好。     

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。     

倾斜采空场的空场处理机理分析

在变荷载的条件下 ,推导了倾斜采空场的空场处理前、后正应力的分布。求解了切槽放顶的最佳位置。结果表明 ,倾角为 4 0°,标高为 971.5 m是切槽放顶的最佳位置。松散体接顶后 ,下部水平荷载降低 ,钢砼隔离墙较深部水平承受压力增加 ,顶板应力向三维状态变化 ,有利于安全采矿     

常村煤矿S6-8工作面岩层运动的连续-非连续方法模拟

为了细致地模拟煤矿开采中复杂的岩层运动现象，探讨开采速度的影响，采用自主开发的连续-非连续方法，通过引入应力跌落和准静力计算模式，以常村煤矿S6-8工作面为背景建立数值模型，模拟采动诱发采场上覆岩层的变形-开裂-运动过程。结果表明:本方法可较为细致地模拟煤矿开采中一系列复杂现象，例如，采场上覆岩层的弯曲变形、下沉、开裂、离层和层间错动、直接顶的周期垮落、工作面煤壁上方岩层近似平行展布的倾斜穿层裂缝、若干破断岩块形成的近似等腰梯形结构和采空区局部闭合；开采速度越快，直接顶初次垮距越大，这是由于采场上覆岩层向下运动不充分，直接顶垮落主要受自身和开采卸荷的影响。     

近距离煤层大断面切眼支护稳定周期分析

在近距离煤层群的下行开采中,上位煤层的回采直接影响到下位煤层开切眼围岩的应力分布、破坏规律以及围岩的运移规律,从而影响到切眼的支护方式。为了分析下位煤层工作面切眼锚杆支护的稳定周期,利用基于三维显式有限差分法的计算工具Flac3D,以矿井近距离煤层工作面10603的切眼支护为工程实例,对比分析了上位煤层开采后,切眼围岩在支护前和支护后的应力分布、破坏规律和运移规律。结果表明,切眼进行锚杆支护后,应力集中带及影响范围都减少了50%,围岩剪应力由支护前的2.5 MPa降低到支护后的0.6 MPa,围岩塑性区域比支护前减少了40%,有效地控制了围岩的破坏,且切眼顶底板稳定周期为26天,两帮稳定周期为28~30天。     

准静力拉格朗日元与离散元耦合方法及应用——以常村煤矿S6-7工作面为例

为了探究采动条件下采场上覆岩层的变形-开裂-运动过程,利用自主开发的适于准静力计算的拉格朗日元与离散元耦合的连续-非连续方法,针对常村煤矿S6-7工作面开展研究.结果表明,1)随工作面推进距离增加,首先,直接顶出现裂缝;然后,采场上覆岩层发生一定程度的弯曲变形、下沉和离层;之后,直接顶垮落,其上岩层破断,并发生明显的弯曲变形、下沉和离层,采空区局部闭合.此后,上述过程循环往复.2)将工作面煤壁前方和开切眼后方上覆岩层最大主应力大于0的最大范围定义为采动影响范围,通过分析悬露岩层长度和弯矩的变化解释了上述两部分采动影响范围的演化规律.3)通过分析工作面煤壁前方煤层支承压力峰值的变化解释了该部分煤层破碎区尺寸的演化规律.     

连续管复合裂纹的应力强度因子有限元分析

针对解析法计算连续管复合裂纹应力强度因子繁琐的问题，引入扩展有限元法（XFEM）进行分析。应用有限元软件ABAQUS计算不同裂纹角度对应的连续管Ⅰ，Ⅱ，Ⅲ型裂纹的裂尖应力强度因子KⅠ，KⅡ，KⅢ，分析了裂纹角度对应力强度因子的影响，并模拟得到了受单向拉伸载荷的连续管裂纹扩展的整个过程。研究结果表明:扩展有限元解与计算解很接近，验证了利用扩展有限元法计算复合型应力强度因子的有效性。随着裂纹夹角θ的增大，裂尖处KⅠ不断减小、KⅡ始终很小，可以忽略、KⅢ先增大后减小、总应力强度因子K不断减小。通过扩展有限元法计算出裂尖应力强度因子，可有效预测含裂纹CT80连续管的安全性。     

采掘过程中沿空留巷围岩应力演化规律研究

沿空留巷符合绿色采矿的发展方向,已有研究对其应力分布与动态演化规律方面研究尚不够深入,导致留巷技术难以推广应用。运用FLAC3D数值模拟计算和现场实测相结合的方法,系统研究了薄直接顶、厚直接顶和无直接顶3种典型顶板条件下巷道掘进、采动留巷及稳定过程中围岩应力发展演化规律,分析了充填区域的顶板承载特性对围岩应力分布的影响。结果表明,巷道掘进阶段,无论是超前支承应力,还是迎头支承应力和滞后支承应力,都是厚直接顶最高,其次为薄直接顶,无直接顶最低。采动应力调整阶段,随直接顶厚度减小支承应力集中系数逐渐增大,同时,随直接顶厚度减小支承应力极值位置逐渐远离工作面。     

大倾角煤层开采覆岩破断机制研究

为了探究大倾角煤层开采覆岩变形、失稳、破断的演化特征,结合潘二矿1212(3)工作面地质与工程条件,采用数值模拟、物理模拟、理论分析相结合的方法,分析了大倾角煤层开采覆岩变形破坏规律,探讨了巨厚砂岩直覆和无坚硬岩层2种条件下大倾角煤层开采顶板破断失稳形式。研究结果表明:受倾角影响直接顶冒落、滑移,充填下部采空区,基本顶中上部挠度最大而发生断裂,破断裂纹逐渐向基本顶两侧及相邻岩层演化;大倾角煤层倾向岩层间的联动时序性破断是形成非对称拱形承载结构的主因;预裂爆破巨厚砂岩顶板、充填开采软弱岩层工作面可促使关键块体组成的拱形承载结构形成,保证大倾角工作面安全回采。     

综放工作面高抽巷抽采瓦斯布置层位研究

高抽巷现已被广泛用于治理工作面采动裂隙带及采空区瓦斯，而现场实际实施存在一定经验性，影响了高抽巷的瓦斯治理效果。针对现场高抽巷抽采流量低、工作面瓦斯易超限等问题，为提高高抽巷的瓦斯抽采效果，以余吾煤业为例，通过理论计算、现场考察、数值模拟、抽采效果分析，系统地研究了综放面高抽巷抽采瓦斯的布置层位。研究结果表明:综放面顶板冒落带高度约为18 m，裂隙带高度约为40 m，同时结合现场抽采效果分析，高抽巷宜布置在距煤层顶板40 m，与回风顺槽平距30 m处。研究结论对于综放面高抽巷的合理布置、提高瓦斯抽采效果具有一定的借鉴意义。     

地面L型钻孔在大采高综放工作面瓦斯治理工作中的探索

通过对目前瓦斯治理方法的对比,结合煤层瓦斯赋存与流动理论、回采工作面矿山压力规律及采场覆岩移动规律、采空区“O”型圈等理论,提出利用地面L型钻孔抽采煤层顶板裂隙带瓦斯的方法,用于缓解低位采空区抽采巷抽采负担,消除安全隐患。实践表明:地面L型钻孔使低位采空区抽采巷平均浓度由4.43%降低到3.37%,降低了24%,治理效果明显,该方法能为大采高综放工作面瓦斯治理工作提供新的思路。     

新型大采高钻采法采煤机工业试验及工作面安全监测研究

国内外尚没有一种很好地适应厚煤层中小型矿井短壁开采的采煤工艺和综采设备,晋城煤业集团研制的新型高效一次采全高钻采法采煤机及其配套设备可解决这一难题。将新型采煤机在大采高综采工作面进行了工业试验,结果表明,首创"采内放外"采煤工艺的新型钻采法采煤机,具有先进性、低耗能性,经济高效。工作面矿压实测结果表明:工作面老顶为II级老顶,来压显现明显;回采期间,巷道支护效果良好;液压支架工作阻力具有良好的安全储备,能够有效地控制顶板,保证工作面安全,为新型采煤机的安全开采提供设备支持;新型采煤机安全高效开采表明其具有广阔应用前景。     

基于FLAC3D的分层开采再生顶板裂隙控制效果分析

为了解决顶板裂隙漏风诱发的顶煤甚至采空区遗煤自燃问题,基于州景煤矿再生顶板现场实况,应用FLAC3D软件对比研究有无灌注纳米浆泡材料处理的再生顶板应力、位移以及孔隙率变化.结果表明:在不采取任何控制措施的情况下,巷道顶板位移大,极有可能会发生顶板垮塌事故且应力在两帮集中,两帮位移大,巷道断面收缩率极大;若使用纳米浆泡材...     

倾斜特厚煤层采空区孔隙率分布规律研究*

为了研究倾斜特厚煤层综放开采采空区孔隙率分布规律，确定采空区高位钻孔位置，有效治理采空区瓦斯灾害，以硫磺沟煤矿9-15（06）工作面为例，采用UDEC数值模拟软件研究采空区覆岩垮落和裂隙演化规律，根据采空区覆岩下沉量，计算得到采空区孔隙率三维分布规律。研究结果表明:倾斜特厚煤层采空区覆岩位移云图在垂直方向呈3段分布，以距离工作面底板23 m和80 m为分界线，位移矢量密度显著降低，冒落带高度为23 m，与经验公式25 m基本一致，大于薄、中厚和厚煤层；受倾角影响，垮落矸石滑移、充填采空区下端，覆岩下沉量呈非对称椭圆形，中上部下沉量最大；冒落带孔隙率在上、下隅角处最大，中上部最小，随着覆岩高度增加，采空区边缘处和深部孔隙率差值逐渐减小。研究结果为倾斜特厚煤层采空区瓦斯抽采高位钻孔的布置提供了理论基础。     

“U+I”型采煤工作面瓦斯抽采与浮煤自燃耦合研究

为了研究“U+I”型工作面进风量和顶板巷抽采负压对工作面瓦斯浓度与采空区氧化带宽度的影响,协调瓦斯抽采和浮煤自燃之间的关系。以2306综放面为工程背景,基于“U”型冒落岩层孔隙率分布公式和流体通用控制方程建立采空区数值模拟解算模型。采用CFD软件对不同进风量、不同抽采负压下的工作面瓦斯浓度和采空区氧化带宽度进行模拟,结果表明:随着工作面风量的增加,工作面和顶板巷瓦斯浓度减小,但工作面处浓度减幅逐渐变小而顶板巷浓度减幅几乎不变;提高顶板巷抽采负压,对减少工作面瓦斯浓度效果明显,顶板巷自身瓦斯浓度先增加再减小,采空区进风侧氧化带宽度变窄,回风侧和采空区中部氧化带宽度增加,总体上增加了采空区浮煤自燃的危险性但影响程度有限。     

乌东矿急倾斜特厚煤层水平分段综放开采顶板破断特征研究

为研究急倾斜特厚煤层水平分段综放开采顶板破断特征,基于急倾斜特厚煤层工作面顶板赋存条件并结合弹性力学,建立了急倾斜特厚煤层水平分段开采顶板力学模型。通过力学模型分析,推导出急倾斜特厚煤层水平分段开采后顶板沿工作面倾向方向的岩板破断判据及挠度公式,应用三角级数方法对挠度公式进行求解,确定了顶板沿倾向方向上最大挠度发生的位置关系式。理论研究成果在乌东矿南采区B1+2急倾斜特厚煤层水平分段综放开采中的工程应用表明,工作面沿倾向方向上推进到385 m时顶板发生破断,倾向方向顶板最大挠度坐标位置为y=325.78 m,顶板沿工作面倾向方向的最大挠度位于采空区中部偏下位置。表现为急倾斜特厚煤层顶板在工作面上方的非对称性破断;相似材料试验进一步验证了顶板挠度公式的合理性。     

特厚煤层综放工作面多参量监测预警分析

根据某矿12220工作面特厚煤层综放开采,穿越F16逆冲断层的特殊情况,为保证安全生产及时提供预警信息,采用微震、钻屑量、支架阻力、地表变形多种监测手段综合分析回采过程中的参量变化规律。结果表明:微震活动的峰值能量周期约为3 d,回采间距约为4.5 m,且断层下盘较上盘的微震事件能量更集中;钻屑量的统计分析发现最大值出现在上巷下帮7～11 m和下巷上帮9～11 m范围内,划定该区域为巷帮高应力集中区,并将平均钻屑量3 kg/m作为黄色预警临界值,3.5 kg/m作为红色预警临界值;另外,根据支架前、后柱阻力变化情况,划定了2个连续变化的高压力区,发现在初撑力偏低,甚至不接顶、虚顶情况下,支架梁顶部煤体受自重和构造应力作用易发生准脆性受拉断裂破坏,且在穿越逆冲断层的回采过程中,支架阻力峰值呈现由中下部向上部转移的变化规律;最后,通过对地表走向、倾向测点的变形量数据进行统计分析发现,走向面后84.9～284.8 m范围内下沉量较大,下沉速率增幅明显;而工作面倾向中部下沉量最大,整体下沉变形呈二次抛物型,其中下部下沉速率增幅明显。