条件好也不能违章作业

1981年5月2日,内蒙乌达矿务局教子沟煤矿采矿一队发生了一起不该的死亡事故。 当时,一队正回收二号煤层第一绞车下山的护巷煤柱。这块煤柱分两个小刀柱回收。第一刀柱已采完,工作面支柱数量齐全;排距、柱距合乎作业规程要求;顶板承受的压力也不大,安全状况良好。工人开始由下往上回撤支柱,放落煤顶和岩石。在回撤支柱时,有两根支柱被拽倒了。这时候,他们没有按照作业规程要求立即支起拽倒的支柱,借以把空顶面积增大的顶板托住,反而图省事,想把拽倒的两根支柱撤走。第一根柱子拽走了,当工人李焰蹬朗扳人渔有支护的“老塘怯抬第二松柱子时,从…     

常见巷道顶板事故的防治

常见巷道顶板事故的原因分析 1.镶嵌型围岩冒落事故 (1)开工前或放炮后,在无支护的空顶区,敲帮问顶制度执行不好,危碴活矸处理不及时不彻底,对隐性镶嵌型顶板未发现或未及时采取有效措施。 (2)空顶面积、空顶距离超过作业规程规定,裂隙发育,未采取缩小棚距、加强支护等有效措施。     

深孔预裂爆破强制放顶技术的研究与应用

针对顾桥矿坚厚硬顶板会出现大面积悬顶的情况,且大面积悬露的顶板突然断裂后有压倒支架、产生强冲击瓦斯风暴的可能性,故在顾桥矿1123(1)工作面实施深孔预裂爆破弱化坚硬顶板技术的研究。通过试验表明:顾桥矿1123(1)工作面在实施深孔预裂爆破弱化坚硬顶板后,顶板的初次垮落步距从预测的45-50m减小到27.3m左右,支柱承受压力在可以接受范围内,未出现顶板强烈来压压倒支架的情况;回风巷中瓦斯浓度控制在0.6%以下,抽采瓦斯量稳定在70m3/min,未出现瓦斯超限和煤与瓦斯突出的情况。     

煤矿回采工作面顶板管理

采场,又称回采工作面,它是井下作业环境中最容易发生事故的场所。据统计,冒顶是矿山工伤事故中最多的一类,而70%的冒顶事故发生在采场。发生冒顶事故的原因虽然多种多样,但大多数都与顶板管理不善有关。为了预防冒顶。必须做好顶板管理工作。 回采工作面顶板及矿山压力显现规律 回采工作面顶板管理工作的主要任务是维护回采工作空间和处理采空区,主要对象是顶板。因此,了解顶板的性质和采场矿山压力显现规律是搞好回采工作面顶板管理工作的前提。 回采工作面顶板,按垮落性质及其与煤层的相对位置,可分成三类。一是伪顶,一般是碳质页岩,直接…     

厚煤层综采工作面空巷综合治理技术

为解决厚煤层开采过程中出现的多种类型空巷影响工作面正常回采等问题,采用现场调研、理论分析等方法归纳空巷的赋存特点和危害,将其划分为沿底完整型、沿顶完整型和垮落型等空巷,并针对不同空巷类型提出不同的治理方法;同时为满足不同施工方案的需要,研发一种硫铝酸盐基多性能注浆材料,进而提出厚煤层综采工作面过空巷综合治理技术;最后分别采用充填支柱支撑、高水充填和深孔注浆的方法对寺河煤矿、成庄煤矿和郭庄煤矿进行空巷治理,并考察治理效果。结果表明:有针对性地治理空巷后,在工作面过空巷期间未发生片帮、冒顶事故,顶板来压正常,保证工作面的安全回采。     

厚基岩浅埋煤层首采工作面矿压显现规律研究

以六盘水某煤矿工程背景为依托,利用相似理论建立物理模型,沿煤层走向从右向左进行开采,直接顶初次来压步距为46 m,基本顶初次垮落步距为18 m,基本顶呈现了5次周期来压,其周期来压步距为16. 2～21. 6 m,平均来压步距为19. 4 m;对工作面支架载荷进行监测,分析整理了液压支架的工作阻力值,并绘制了支架时间加权平均工作阻力与工作面推进距离的曲线关系图;通过实验现象分析结果和现场监测结果对比,得出两者之间是相互吻合的,工作面顶板周期来压强度不明显。     

综放工作面覆岩破坏特征及裂隙演化相似模拟试验研究

针对煤层开采后常出现矿压显现剧烈、煤岩透气性增大和地表下沉等问题,利用二维相似模拟试验研究综放工作面覆岩破坏特征并通过分形理论表征裂隙演化规律.试验结果表明:煤层基本顶初次来压步距为78 m,周期来压步距为24 m;煤层采动裂隙发育,距煤层顶板超过35 m;煤层开采后形成的覆岩裂隙具有分形特征,其分形维数随工作面的推进...     

沿空留巷直接顶稳定性突变分析及其控制

保持直接顶稳定,降低其突变所引起的危害是沿空留巷顶板控制的关键。基于沿空留巷直接顶力学模型,采用能量平衡分析法,建立直接顶突变的燕尾突变模型。结合某工程实例,阐述沿空留巷直接顶稳定性突变机理,分析巷帮煤体支撑力、巷内支护阻力、充填体支撑力对直接顶稳定性突变的影响。实践表明,增加工作面超前加固范围,巷内支护采用高预应力强力锚杆与锚索等主动支护,巷旁采用膏体充填,能够提高充填体早期强度,延缓直接顶稳定性突变的发生和减轻突变发生的烈度。     

近距离煤层群下行开采切眼错距确定分析

在近距离煤层群的开采中,工作面巷道位置选择直接影响其支护方式、顶底板管理等生产工作。为了得到下位煤层工作面切眼的合理位置,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9、101、102为工程实例,分析了在近距离煤层群回采时期,下邻近层综采工作面切眼位置与上邻近层预留保护煤柱错距。结果表明,上邻近层回采后,在其因支承压力和拉张作用下的下沉盆地中岩层内,主要发生塑性变形;上覆岩层破坏范围为26m,底板破坏范围为5.6m,采空区左右两侧破坏范围3~5m;下位煤层10603工作面切眼与上位煤层9煤保护煤柱错距应大于5m。     

大采高采动覆岩变形的相似模拟试验研究

为合理设计大采高工作面高抽巷布置层位及抽采方案,基于大采高采动覆岩变形和裂隙发展规律的重要性,以某实际工作面覆岩分布与地质条件为原型,采用相似模拟试验方法,研究大采高工作面开采引起的覆岩变形、破坏和下沉。利用YJD-27静动态电阻应变仪数控自动巡回监测系统和Leica-TC405全站仪观测系统监测和记录试验数据。结果表明:大采高工作面垮落带发育高度约为采高的4.2倍,中部裂隙带发育高度约为采高的16倍,覆岩应变程度最明显区域为距煤层顶板约60 m位置;大采高工作面开采后,覆岩的破断、下沉,及其导致的煤层顶板裂隙的发生、发展和闭合,均有阶段性特征。     

浅埋煤层开采覆岩运动规律模拟与试验研究

为了进一步掌握浅埋煤层开采覆岩运动规律,以神东矿区某矿22616面为工程背景,采用数值计算与相似试验相结合的方法研究了浅埋煤层开采覆岩下沉位移与应力分布特征,并进行了现场验证。发现现场监测数据和数值计算与相似试验结果较为一致,表明22616面属于典型浅埋煤层工作面,老顶初次来压步距46~48 m,周来压步距12~19 m,来压期间老顶瞬间垮落,下沉位移明显,台阶下沉特征显著;随工作面推移,采场前方煤体20 m范围内出现超前支承压力,应力峰值达到4.3 MPa,因此应提前采取加强支护措施。     

深井大采高综采面矿压显现及覆岩破断规律研究

针对深井大采高综采技术中采场矿压控制难的特点，以潘二矿11223大采高综采工作面为工程背景，采用相似模拟、数值模拟、现场矿压监测、理论分析等方法，对深井大采高综采工作面矿压显现及覆岩运动破断规律进行研究。结果表明:深井大采高综采面覆岩运动破断后结构形态演化特征可概括为“组合悬臂岩梁结构——压实填充结构——非铰接岩梁结构——铰接岩梁结构”的动态演化过程，这种动态演化过程直接影响着工作面的矿压显现特征及覆岩破坏特点；得到工作面初次来压步距为34 m，基本顶周期来压步距15 m，来压由中部开始向两端转移；工作面前方应力集中区距煤壁平均4.4 m，应力峰值平均为26 MPa，工作面矿压显现特点受控于覆岩运动破断的动态演化力学结构，研究结果对类似条件下的工作面安全开采具有一定的理论依据和借鉴意义。     

综放工作面现场矿压实测分析

本文利用山西吕梁离石西山亚辰煤业有限公司9^#煤层29101首采工作面综放试验工作面支架初撑力、循环末阻力、时间加权平均工作阻力及其分布频率等情况,总结了综放面矿压显现规律。研究表明：9^#煤层29101首采工作面平均周期来压步距21．6m,平均动载系数1．67,且综放工作面顶煤的放出导致了控顶距上方顶煤破碎、移动,使得支架初撑力、时间加权平均工作阻力偏低。     

综放工作面沿空留巷支护阻力研究

为了计算综放工作面沿空留巷支护阻力,以结构力学理论为基础,分析综放工作面沿空留巷支护阻力计算模型,建立沿空留巷围岩和支护体的结构力学模型,应用超静定结构和静定结构分析支护体与沿空留巷围岩相互作用机制,推导出巷旁支护阻力的计算公式.结果表明,进行沿空留巷支护阻力力学分析时,要考虑顶板极限断裂前和断裂后两种状态下的受力情况,支护阻力与岩层厚度、容重、煤体极限平衡区宽度、跨距、支护体宽度和巷道宽度等因素密切相关.工业性试验表明,该技术的应用是成功而有效的.因此,综放巷内沿空留巷围岩结构力学模型和支护阻力计算公式是合理的,可在类似条件的综放工作面中应用.     

深孔预裂爆破对含坚硬顶板高瓦斯煤层的综合作用研究

为研究深孔预裂爆破技术在含坚硬顶板高瓦斯煤层开采中的应用,以顾桥矿1123(1)工作面坚硬顶板为研究对象,基于小挠度理论建立了坚硬顶板垮落力学模型,导出了初次来压步距计算式;综合考虑瓦斯抽采需要,对深孔预裂爆破孔进行了优化设计,并在工作面顶板中开展了现场试验研究。结果表明:在工作面推进至27.3m时出现垮落,爆破后钻孔瓦斯流量显著增加,部分提高至30倍以上,瓦斯抽采量提高了3.5倍,初采期间安全回采煤炭25万吨,实现了坚硬顶板控制和卸压增透双重作用。     

上湾煤矿8.5m采高综采面液压支架关键参数分析

为保障8.5 m超大采高综采面的安全生产,采用工程类比、理论分析、数值模拟的方法,综合确定液压支架关键参数。根据来压前支架受静载荷的特点建立力学模型,并通过现场实测验证其可靠性;运用FLAC2D二次开发,采用YY-YY结构作为等效支架来分析支架的支护强度,以提高结果的科学性与准确性。结果表明:8.5 m采高综采面顶板厚度约20 m,初次来压步距约56 m,周期来压步距约21m;垮落带高度60 m,裂隙带高度120 m,发育至地表;液压支架支护强度为1.8 MPa,高度为4.0~8.8 m,工作阻力26 000 k N。     

易自燃大采高工作面采空区注二氧化碳自燃区域分布规律研究

为了防治易自燃大采高工作面自然发火,采取采空区注二氧化碳抑制遗煤氧化自燃。通过数值模拟与束管监测相结合的方法,研究了采空区注二氧化碳前后的自燃区域分布规律。数值模拟结果表明,采空区进风侧自燃带最宽,更容易发生煤自燃,注二氧化碳后自燃区域显著减小。其中,压注口距工作面20 m时,采空区中部和回风侧自燃区域分别减小68 m和65 m;距工作面40 m时,采空区进风侧、中部和回风侧自燃区域分别减小50 m、50 m和61 m;距工作面60 m时,采空区进风侧自燃区域减小82 m。模拟结果和现场观测结果一致,证明了注二氧化碳可显著减小自燃危险性区域。     

偏Y形通风工作面上隅角瓦斯抽采模拟

为解决保德煤矿81505工作面上隅角瓦斯超限问题,选择联巷埋管抽采瓦斯方式进行治理.使用COMSOL模拟软件建立采场物理模型,研究瓦斯埋管抽采前后采空区和工作面O2、CH4体积分数分布、工作面在推进过程中采空区最高温度与工作面风速的关系,分析采空区瓦斯分布和采空区"三带"的变化.结果表明:随瓦斯抽采流量增加,工作面上隅角瓦斯体积分数降低;抽采位置距工作面距离增加,工作面上隅角的瓦斯体积分数降低.根据保德煤矿81505工作面采空区的最短自然发火期,选择抽采流量为40 m3/min,在距工作面40 m处进行瓦斯抽采,工作面上隅角瓦斯体积分数从0.53％降低到0.17％,氧化带宽度从100 m增加到149 m.最后通过现场实践,工作面上隅角瓦斯体积分数降低到0.16％,采空区氧化带的宽度范围为135～150 m,在降低工作面上隅角瓦斯体积分数的同时降低了采空区发生自燃的危险性.     

腾晖煤业采空区顶板超长定向钻孔模拟与应用研究

基于采动裂隙椭抛带理论提出顶板超长定向钻孔治理技术,通过理论推导、数值模拟、现场应用相结合的方法对腾晖煤业2-100放顶煤工作面顶板超长定向钻孔的合理距离及合理层位进行研究。研究结果表明:1~5号顶板超长定向钻孔内错回风巷的合理距离为20~40 m;钻孔的合理终孔层位依次为60,60,60,61和63 m。顶板初次垮落后,顶板超长定向钻孔开始发挥作用,单孔的瓦斯抽采纯量随着工作面推进开始呈周期性变化,当顶板岩层发生周期性垮落时,钻孔瓦斯抽采纯量开始急剧升高;抽采纯量达到的最大值分别为13.88 ,13.92 ,13.96,14.24 和14.32 m3/min;顶板超长定向钻孔抽采期间,上隅角瓦斯浓度与回风流瓦斯浓度呈周期性变化趋势,上隅角瓦斯浓度为0.32%~0.8%,整个过程中上隅角瓦斯浓度均在可控范围内。顶板超长定向钻孔治理技术可有效解决放顶煤工作面采空区的瓦斯治理难题。     

浅埋煤层综放开采上覆岩层活动规律相似模拟试验

浅埋煤层综放开采因煤层埋藏浅、采出空间大,上覆岩层活动规律仍不清楚。以辛安矿1402工作面为研究对象,采用试验研究的方法建立相似模拟试验模型,研究放顶煤开采过程覆岩破断、沉降规律和覆岩应力演化及模拟液压支架受力等规律。试验结果表明:辛安矿1402工作面放顶煤开采初次来压来压步距是73m、周期性来压步距是31.5m、垮落角是59°;支架工作阻力88%分布在5000~7000kN,且分布呈现正弦波形,分布合理;上覆岩层垮落后在采空区内可形成"应力拱"结构,拱脚的应力大,沉降量多,应力拱结构支撑上覆垮落岩层;老顶垮落后可形成铰接结构,形成铰接结构的岩层旋转的角度可以通过函数公式计算。