我国煤矿开采工作面顶板灾害及防治技术研究现状

从岩层控制理论、监测预警技术及装备、矿压规律及数据分析、防控手段等方面系统地阐述了当前我国煤矿开采工作面顶板灾害方面的研究现状。当前工作面顶板灾害依然是制约我国煤矿安全生产的重要因素,近两年来无论是顶板灾害起数还是伤亡人数,均呈明显上升的趋势,顶板灾害防控依然严峻。在矿压基础理论研究方面,国内科研人员相继提出了“砌体梁”、“传递岩梁”、“组合悬臂梁–铰接岩梁”、“切落体”和“分区支撑理论”等力学结构模型,明确了不同岩层赋存条件下顶板灾害致灾机理;在顶板灾害监测预警方面,我国煤矿已经开始摆脱传统单一的近场矿压监测,逐步向工作面近、远场顶板状态联合实时监测、动态感知、协同预警发展,实现矿压监测系统监测近场支架工作阻力、顶板下沉量、煤体应力等,微震监测系统监测工作面远场上覆岩层顶板断裂位置和能量大小;在矿压规律及数据分析方面,总结了浅埋深、坚硬顶板、非坚硬顶板不同围岩赋存状态下工作面矿压规律,明确了各条件下支架工作阻力的增阻特性;在顶板灾害防治方面,针对不同围岩赋存条件下易发生的顶板灾害类型,形成了相对应的顶板灾害防治技术,针对矿压显现较强烈,容易发生顶板灾害的坚硬顶板矿井,通过顶板深孔爆破、浅孔水力压裂、井下定向区域水力压裂、地面水力压裂等技术,有效地预防了顶板灾害的发生。总体而言,我国工作面顶板灾害防控理论及技术体系仍在不断完善,随着新技术的不断发展和智能化矿井的建设,顶板灾害的智能预警及联动防控将获得更大的发展。

深井直覆硬厚顶板侧向破断模式及采动应力响应特征研究

针对深井“三巷布置”工作面临空巷强烈矿压显现现象,以煤层直覆硬厚顶板为工程背景,运用理论分析、相似模拟、现场实测等研究手段,分析直覆硬厚顶板侧向破断模式,揭示临空巷强矿压显现机制,明晰工作面采动应力响应特征。研究结果表明:直覆硬厚顶板破断后,在工作面侧向形成长悬臂-铰接结构,破断线位于采空区内。直覆硬厚顶板岩性特征和几何特征决定着临空巷矿压显现程度,顶板越硬或者越厚,采空区煤体周围越容易产生较高的应力集中。直覆硬厚顶板下巷道围岩应力集中程度高,且临空侧超前支承压力影响范围更广,应力集中程度更高,巷道矿压显现更为剧烈;煤柱上侧向支承压力呈“同步受力、同步增长”变化特征,进入采空区稳定阶段后支承压力表现L+W型应力特征,相邻待采工作面煤柱侧出现非对称的应力峰值,煤柱中部出现应力双峰。受侧向高应力影响,下一区段巷道围岩主要表现为两帮中下部剧烈变形。基于工作面直覆硬厚顶板侧向破断特征和强动载矿压显现机制,提出了顶板灾害超前治理、“浅部强力支护+深部多层次卸压”的防控技术体系,为采场岩层控制提供有益指导。

大倾角松软特厚煤层综放开采关键技术研究

针对大倾角松软特厚煤层综放开采存在的关键技术问题,借助FLAC数值模拟软件确定支架的合理支护强度应为0.6MPa。采用PFC数值模拟方法研究优化了放煤工艺确定放煤步距为1.2m时,顶煤采出率最高;放煤顺序为工作面上端从上向下放煤利于提高支架稳定性;其它部分从下向上放煤利于提高顶煤采出率。提出运用综合技术措施解决大倾角工作面防倒、防滑难题。经现场应用,取得了良好的经济与社会效益。

大采高综放开采特厚顶煤运移特征实测研究

为掌握大采高综放开采特厚顶煤的运移特征,采用深基点观测方法,在大同塔山8105大采高综放工作面设置观测站,对特厚顶煤不同层位的运移特征进行观测分析。结果表明特厚顶煤上、下位的顶煤运移具有不同步性,主要分为3个阶段:煤壁前方4.27 m为超前支承压力影响阶段,上位顶煤位移增量大于下位顶煤;煤壁前方0~4 m为顶板回转下沉影响阶段,下位顶煤的位移增量大于上位顶煤;煤壁后方一6~0 m为支架反复支撑一顶板回转影响阶段,下位顶煤的位移增量急剧增加。

特厚煤层采空区下综放开采顶板岩层破断规律

为了研究平朔矿区9号煤层受4号煤层采动影响后顶板岩层破断规律及其特征,通过对9号煤层工作面支架工作阻力和受采动影响后的4号煤层底板裂隙发育情况进行观测分析,研究了采空区下特厚煤层综放工作面的矿压规律,分析了9号煤层顶板破坏程度及其对矿压的影响。结果表明:工作面顶板中存在中粗砂岩及砂质泥岩2层主要岩层,砂质泥岩层来压步距为9.8～24.0 m,平均为17.7 m,中粗砂岩层来压步距为12.0～34.4 m,平均为22.6 m,动载系数1.43～1.62,平均1.56,中粗砂岩层运动规律为来压步距较大、来压步距受裂隙发育影响较大,采空区下方特厚煤层顶板破坏以纵向裂隙发育为主。

支承压力作用下综放开采顶煤体尺寸效应试验研究

为了研究巨厚煤层(20 m以上)综放开采时,特厚顶煤体在超前支承压力作用下的力学特性与破坏特征,在MTS815岩石力学试验机上通过升高轴压同时降低围压的方式模拟顶煤体所受真实应力水平的变化,开展了不同高径比煤样尺寸效应研究。研究结果表明:不同高径比煤样在三轴压缩试验中都存在孔隙压密—线弹性—塑性—破坏四个阶段,随着试件高径比的增大各阶段的表现特征为:孔隙压密阶段试件的变形量增大,线弹性阶段试件的弹性模量减小,塑性阶段试件的轴向应变增大,破坏阶段试件的峰后应力跌落变慢且残余承载强度逐渐增大。试件的最终破坏形态随高径比的增加从以压裂破坏为主逐渐过渡到以剪切破坏为主,且剪切破裂面下部裂隙发育充分,剪切破裂面上部裂隙不发育。由此认为巨厚煤层综放开采时中、下位顶煤体冒放性较好,上位顶煤体破碎不充分,难以冒放。

基于能量场理论的高瓦斯综放面高抽巷合理布置层位研究

为了确定高瓦斯综放工作面高抽巷的合理布置层位,分析了采场覆岩能量场、裂隙场及瓦斯流场的相关关系,认为三场之间具有空间上的一致性,据此提出了基于能量场理论计算高抽巷合理布置层位的方法,给出了计算路安矿区高抽巷位置的理论计算表达式。通过现场应用实例验证表明,基于能量场理论计算确定的高抽巷合理布置层位与实测结果一致,说明该方法具有较好的现场适用性。

自移式机械化柔性掩护支架可行性研究

针对伪斜柔性掩护支架采煤方法存在支架结构固定,对煤层产状变化的适应性差,以及工作面上下端头安装、拆除支架工序繁杂、辅助工作量大等缺点,研究设计了自移式机械化柔性掩护支架,实现了柔性掩护支架的宽度可调以及平行于工作面走向自移功能,大大减轻了工人的劳动强度,提高了工作面机械化水平。

深孔预裂爆破沿空留巷技术及顶板应力分布规律

针对沿空巷道侧向坚硬顶板垮落不及时导致巷道围岩应力和位移急剧增高的问题,利用深孔预裂爆破技术,控制沿空留巷条件下的巷道围岩变形。以南阳煤矿3208综放工作面为工程背景,利用弹性力学理论,构建工作面沿空巷道侧向悬臂梁结构模型,分析深孔爆破和巷旁支护体对岩梁应力分布的影响作用,揭示深孔爆破切顶前后巷道岩梁内部应力分布及破断规律,确定爆破切顶关键参数,对深孔爆破预裂顶板及巷道主动支护后沿空巷道的围岩控制效果开展评价。研究结果表明:深孔爆破预裂顶板能充分发挥切落岩体的自承载作用,阻挡高位岩层的下沉破断,有效改善沿空留巷顶板应力分布状态;切顶后岩梁最大主应力和剪应力明显降低,可转移沿空留巷顶板压力和减弱巷旁支护体的承载力;顶板易于在巷道煤壁上方发生压剪破坏,爆破预裂顶板以及巷旁支护体的存在,均使得巷道顶板破坏范围明显减小;3208综放工作面应设计爆破切顶高度16.8 m,爆破钻孔倾角60.3°为宜;结合锚杆锚索补强支护和单体支柱临时加强支护,可有效控制3208工作面沿空巷道变形。

特厚煤层智能化综放开采理论与关键技术架构

综放开采方法是我国特厚煤层矿区实现高产高效的主要技术途径,智能化综放开采是未来综放开采技术发展的重要方向。在分析千万吨级特厚煤层智能化综放开采技术和问题的基础上,围绕安全、高效、智能这一主题,综合考虑特厚煤层顶煤体和上覆岩层的相互作用,以掌握特厚顶煤冒放理论,实现综放工作面放煤智能化,降低含矸率、提高顶煤采出率为主导,提出要解决的关键科学问题和技术构想。针对综放开采存在的煤矸智能识别、智能放煤控制、"采-支-放-运"系统智能协调等主要难题,凝练出特厚煤层智能综放开采大尺度顶煤体破碎与冒放机理,特厚煤层智能化采放协调控制机理与方法,特厚煤层智能综放开采群组放煤过程控制原理三大科学问题。攻克特厚煤层群组协同智能放煤工艺决策技术,特厚煤层顶煤厚度与放煤量实时监测技术,冲击振动和高光谱融合的煤矸识别技术,多模式融合的智能化放煤装备及控制技术,综放工作面"采-支-放-运"系统智能协调控制技术五项关键技术。突破特厚煤层智能化综放开采技术与装备瓶颈,研发煤矸识别装置、开发智能放煤控制系统及软件,解决采放协调、煤矸识别、群组放煤等难题,创建年产1 500万t智能化综放开采示范工程。最终实现特厚煤层智能化综放开采,为我国特厚煤层的安全、高效开发提供可靠的技术支撑。

工作面顶板灾害类型、监测与防治技术体系

长期以来顶板灾害在我国煤矿灾害事故中发生起数和死亡人数始终占据首位,是困扰煤矿安全生产的主要难题。笔者开展了顶板岩性、矿压显现特征和顶板灾害案例统计分析,结果表明:我国回采工作面顶板灾害主要表现为片帮冒顶、顶板大面积突然垮落和大面积切顶压架3种类型。系统分析了各类型顶板灾害的发生特点及致灾原因:片帮冒顶多发生于松软煤岩体,采煤方法不合理及管理不当的工作面;顶板大面积突然垮落一般为坚硬顶板大面积悬顶、瞬时垮落所致;大面积切顶压架主要发生在薄基岩浅埋深工作面或顶板累积下沉量大引起顶板在煤壁处断裂的工作面。针对我国顶板灾害监测与防治,建立了工作面顶板灾害全景监测预警技术架构,即采用微震监测系统监测远场顶板活动,采用矿压监测系统监测近场顶板运动,采用三维激光扫描技术监测煤壁片帮时空演化,通过监测数据系统分析,动态掌握采场围岩的活动规律和支架工况,实现顶板灾害监测预警。提出了工作面开采全过程的顶板灾害综合防治技术体系,在工作面开采前确定合理采煤方法,合理工作面布置方式,科学开采参数及优化设备选型配套,这是防治顶板灾害的核心技术;在开采过程中保持支架良好的工况辅以顶板弱化技术,进而实现工作面顶板灾害防治。

高应力硐室底鼓控制的应力转移技术

煤矿硐室受煤层跨采影响产生的采动应力通常在其原岩应力的3倍以上,这是造成硐室严重底鼓的主要原因.从围岩应力控制的角度出发,提出了控制硐室底鼓的应力转移新技术,即通过在硐室底板掘巷,并结合在底板开掘巷道间、或底角进行松动爆破,形成一定范围的围岩弱化区的方法.这一方法可将硐室围岩附近因开采形成的高采动应力转移到围岩较深部,同时降低采动应力向硐室底板传递的强度,以此使被保护硐室处于应力相对较低的区域中,达到有效控制硐室底鼓的目的.进而利用数值模拟研究的方法对该应力转移技术的主要参数进行了分析和确定了施工方案.工程应用结果表明,应用该技术可以显著地降低硐室围岩附近的高应力,从而有效地控制硐室底鼓,为矿井的安全生产创造条件.

特厚煤层区段防水煤柱稳定性评价及保护技术研究

留设合理宽度的区段煤柱是确保特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。为确保芦子沟煤矿3107特厚煤层综放工作面仰斜开采过程中,双侧采空煤柱能够稳定承载并有效隔水,分析区段煤柱覆岩结构特征,建立区段煤柱应力计算模型,理论计算了双侧采空煤柱应力,结合数值模拟及理论分析手段对煤柱稳定性进行综合评价。通过实施科学合理的深孔爆破切缝卸压方案,降低了3107工作面采动应力对煤柱的影响,优化了煤柱应力环境,提高了煤柱稳定性,保证了3107工作面的安全回采。研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定及坚硬顶板条件下煤柱卸压具有一定意义。

架间定向水力压裂提高含夹矸巨厚煤层冒放性研究

为改善含厚硬夹矸难冒顶煤的冒放性,以芦子沟煤矿合层开采的巨厚煤层作为工程研究背景,基于弹性力学理论研究硬厚夹矸层的力学结构,得出了厚硬夹矸层"短悬臂梁"结构发生拉断失稳和剪切破断失稳条件下的判据公式,作为确定架间定向水力压裂致裂夹矸层分段切槽的依据。同时结合KZ54型开槽钻钻头特征,将夹矸层分段致裂长度定为0.8 m。研究结果表明:水力压裂水压曲线波动变化不大,表明裂缝持续向前扩展;致裂后煤矸块度减小,顶煤体顺利放出;3107工作面上端头顶煤致裂后支架工作阻力增加;架间定向水力压裂技术有利于改善顶煤冒放性。

浅埋大采高综放开采煤柱矿压显现规律研究

浅埋深大采高综放开采,因基岩厚度薄,工作面动载明显,区段煤柱宽度通常难以合理确定。通过在工作面区段煤柱内沿走向方向布置应力传感器,研究了煤柱受采动影响全过程的矿压显现规律。煤柱受工作面采动影响作用后,应力呈不对称的马鞍形分布,并且应力变化滞后于工作面的推进,靠近工作面采空区侧的应力集中系数要大于实体煤侧,2个马鞍形峰值间还存有8m左右宽度的低应力区,与离散元数值模拟结果相吻合,结果表明:煤柱内存在低应力弹性核区,经方案进行对比,确定合理煤柱宽度为20m。

特厚煤层综放开采顶煤体“三带”放煤理论与应用

采用实验室实验、数值模拟、相似模拟和理论分析相结合的研究方法,对特厚煤层综放开采顶煤体破坏的演化过程进行了深入研究。结果表明:特厚煤层综放开采过程中,超前支承压力对中、下位顶煤体内裂隙的扩展和顶煤体的破坏起着关键性作用;控顶区内支架的反复支撑进一步加剧了下位顶煤体的破坏;控顶区后的冒落阶段,充分破碎的下位顶煤体能够随采随冒,中位顶煤体随着下位顶煤体的放出而成块状冒落,而上位顶煤体呈周期性滞后垮落。基于特厚顶煤体上、中、下位明显的不同破坏、冒落特征,提出了特厚煤层综放开采顶煤体"三带"结构模型,即自下而上分别为"散体带"、"块体带"、"裂隙梁带"。通过分析各带的破坏动力机制及其冒落特征,提出了分带厚度的确定方法。通过对同煤塔山煤矿特厚煤层综放开采顶煤体垮落形态实测,进一步验证并完善了"三带"结构模型。即:特厚煤层综放开采顶煤体一般存在"三带"结构,但在特定条件下可能只呈现"一带"或"两带",其形成过程主要与顶煤体厚度、煤体强度、煤体裂隙发育程度、地应力等因素有关。

极近距离煤层采空区下工作面两巷合理位置确定

为合理布置霍洛湾煤矿极近距离煤层下分层工作面两巷位置,采用弹塑性力学理论计算了上分层工作面开采底板最大屈服深度,得出了底板破坏深度为8.29 m,应用FLAC3D数值模拟软件分析了上分层工作面开采对底板的影响,通过对邻近工作面开采过程及巷道掘进的模拟,得出了底板损伤过程及其内部应力变化,确定出下分层22104工作面两巷距上分层22102工作面回风巷水平距离分别为85和300 m,并进行了巷道变形实测,在观测区域未出现较为明显的巷道变形破坏。结果表明,利用底板破坏深度及采空区下低应力区等结论确定下分层工作面两巷的合理布置方式是可行的。

软岩巷道大变形双主动超前爆破预裂顶板防控技术

为了解决软岩采场终采线附近大巷受工作面回采应力长时高压作用引起的巷道围岩结构大变形问题,以风水沟煤矿软岩地质条件为工程背景,从力源传递角度出发,提出了顶板深部围岩双主动超前深孔预裂爆破卸压原理,建立了爆破裂隙带构造应力场力学模型和终采线附近高位稳定岩层弹性基础连续板力学模型,对比分析了采场超前支承压力和爆破裂隙带构造应力分布特征,研究了顶板深部围岩双主动超前爆破卸压机制。研究得出:风水沟煤矿软岩采场超前支承压力动态演化规律具有动压影响区域广,峰值影响范围大,应力集中程度高的特点;终采线区域顶板深部围岩双主动超前爆破卸压后,爆破裂隙带构造应力场剧烈影响范围减小,应力集中程度降低,顶板下沉量和弯矩明显减小,工作面终采线预裂岩层及时垮落,冒落岩体的碎胀效应有效控制高位稳定岩层的变形以及破坏发展模式;煤柱区爆破裂隙带切断应力传递路径,采场应力环境得到明显优化。在工作面回采结束3个月后,现场监测的大巷围岩垂直应力增量在5%以下,巷道顶底板及两帮的移近量较小。研究结果表明,顶板双主动爆破卸压后形成的裂隙带阻挡了超前支承压力向前传递,降低了巷道围岩应力,减小了大巷变形。

基于锚杆无损检测的巷道支护质量评价研究

为了提高煤矿巷道锚杆支护质量,确保巷道顶板安全,借助巷道锚杆无损检测技术,重点检测锚杆锚固长度、轴力2项指标,评价锚杆支护质量。测试实践表明,基于大量锚杆无损检测测试基础之上的巷道支护质量评价是可行的、有效的,有助于优化锚杆支护设计与施工工艺质量。

支架压力和位态模糊识别的综放放煤模式

为解决综放开采放煤自动化的瓶颈问题,探讨了综放开采自动化放煤面临的难点和关键,分析了综放开采放煤过程中特殊的支架压力和位态变化规律,认为顶煤的放出会导致支架压力和位态发生相应规律性的变化,建立了放煤过程支架压力和位态变化理论模型,提出了基于支架压力和位态变化模糊识别的综放自动化放煤模式,通过学习并记忆放煤过程中液压支架立柱压力和位态的变化特征,预测支架上方待放顶煤体的垮落和放出状况,并将实际的顶煤放出量和放煤时间进行拟合,通过预测放煤时间和实际放煤时间差异可以间接得到顶煤放出率,利用基于神经网络方法对芦子沟矿综放面进行了现场实测和分析,验证了其合理性与科学性.