西部大采高工作面保护煤柱宽度优化研究

保护煤柱尺寸一直是三下开采研究的热点问题,特别是在西部大采高软弱覆岩特厚煤层开采条件下,其对地表建筑物安全的影响有待进一步研究。以榆树湾井田20119工作面为例,综合利用数值模拟和概率积分法确定了合理保护煤柱宽度,并进行现场验证。结果表明:随着煤柱宽度的减小,地表沿X方向的水平移动呈现倒“S”型趋势,沿Y方向的移动呈现倒“U”型趋势,地表的最大下沉量随煤柱宽度的减小而不断减少;结合概率积分法对保护煤柱宽度进行预计,确定优化后的煤柱宽度为180 m;对现场村庄进行实时监测,地表下沉和倾斜值均满足现场施工要求,验证了保护煤柱宽度的合理性。

大采高工作面柔模沿空留墙掘巷技术

柔模混凝土沿空留巷技术已应用多年,在中厚煤层和薄煤层开采下均取得了较好的支护效果,但在厚煤层大采高工作面,因巷道高、巷旁支护压力大、混凝土早期强度低易受压损坏难以有效支撑顶板。大采高工作面矿压显现剧烈,巷旁维护难度大,故此提出一种新型的预浇墙柔模混凝土沿空留墙掘巷新技术,即在上工作面回采前,刷煤扩帮后提前预浇柔模混凝土墙体,提高煤帮整体支撑力的同时,解决柔模混凝土墙短期无法有效承载顶板来压的难题;待回采一定距离后,再沿墙滞后掘进下工作面回采巷道,且掘进方向与上工作面回采方向一致,缓解接续紧张,最终实现无煤柱开采。以王庄煤业3503工作面回采留设预浇墙为工程背景,建立了沿空留墙掘巷围岩结构力学模型,理论计算得出墙体力学支护参数,并通过现场应用验证了该技术的可实施性。结果表明:理论计算分析确定了墙体高宽比为5 m×1.5 m,混凝土强度C30即可满足留墙支护要求;沿墙掘进巷道总体变形量小,顶底板和两帮最大移近量仅为260 mm和125 mm,墙体最大受压18 MPa,小于墙体自身承载力;下工作面临近巷道掘进115 m后即趋于稳定。该技术应用全阶段效果良好,满足巷道使用要求,有效解决了大采高工作面沿空留巷重大技术难题,也可为相似工况无煤柱开采提供技术借鉴。

深部大采高工作面沿空留巷围岩控制技术

综采工作面沿空留巷经历多次采动影响,矿压显现较为强烈,围岩变形量大,极易造成巷道围岩失稳。为了研究大采高工作面沿空留巷围岩控制问题,以某矿1313工作面留巷为研究背景,通过理论分析、数值模拟、现场实践等方法,分析沿空留巷围岩运动特征,提出“支-卸平衡”巷道围岩协同控制技术;加强了巷道围岩支护强度,改善了巷道围岩的应力环境。通过现场工程实践验证,1313工作面留巷的巷道顶底板变形量为246 mm,两帮变形量为442 mm,巷道表面没有明显的鼓出现象,巷道围岩变形量满足作业规程的相关规定。

大采高工作面回撤通道破碎顶板注浆改性控制技术研究

为解决强采动大断面回撤通道破碎顶板稳定控制难题,以小保当一号煤矿112203工作面回撤通道为工程背景,综合采用现场调研、数值计算和工业性试验的方法,分析了初始渗透系数、注浆压力、注浆时间对注浆浆液扩散半径的影响规律,确定了112203工作面回撤通道注浆改性关键参数:注浆材料选择煤矿加固煤岩体用硅酸盐改性聚氨酯材料、注浆压力15 MPa、注浆时间20~30 min,给出了包括工作面端头、回风顺槽和主回撤通道三部分的分区域注浆改性技术方案。现场监测结果表明:注浆改性后各区域顶板完整性较好、未发生冒顶,112203主回撤通道顶板下沉得到有效控制。

浅埋煤层大采高工作面地表裂隙漏风研究

为了掌握浅埋煤层大采高工作面采空区上方地表裂隙漏风规律,通过地表裂隙考察、SF 6示踪气体现场测试、数据拟合分析等方法进行地表漏风特征分析,并制定专项漏风防控措施进行治理。结果表明:大采高工作面采空区上方距离工作面20 m以上的粘土层地表区域,容易发育形成长期稳定的张开型和塌陷型裂隙;不同区域地表裂隙漏风风速呈现回风侧塌陷型裂隙>中部张开型裂隙>进风侧塌陷型裂隙,且分别距离工作面584、539、487 m后漏风风速基本为零;通过对地表裂隙回填压实和井下回风侧采空区注浆堵漏,在降低上隅角CO浓度的同时增加了O_(2)浓度,有效抑制了采空区的遗煤自燃,减少了采空区惰性气体的涌出。

断层组影响下大采高工作面掘采应力变化规律

断层会降低煤岩体的结构完整性和力学强度,对地下工程有不利影响。为探究大采高工作面通过断层组的应力变化规律,以利民煤矿I030906大采高工作面为研究背景,采用FLAC3D程序开展断层组影响下大采高工作面掘进和回采期间的应力变化仿真计算分析。结果表明:掘进和回采过程中,应力随工作面接近断层而增大,随远离断层而减小,断层两侧5 m范围为应力高值区,对工作面生产影响较大;在断层组影响下,塑性区集中在工作面的顶部,且大部分的塑性区是剪切应力所致;相较于掘进,工作面回采期间的采动应力集中系数和影响范围更大,并且塑性区域更大;与单一断层相比,断层组对采掘工作面的影响范围及影响程度更大。

大采高工作面小煤柱沿空掘巷煤柱宽度优化及围岩控制技术研究

以马泰壕矿3103辅运顺槽为研究对象,采用现场监测、内外应力场和极限平衡区理论、数值模拟等相结合方法,对大采高工作面小煤柱沿空掘巷煤柱宽度进行研究。研究表明:现场监测煤柱支承压力分布规律,最终初步设计沿空掘巷留设小煤柱宽度为6~10 m;理论计算显示,小煤柱宽度合理范围为6.0~8.1 m;数值模拟表明,煤柱宽度大于6 m时,煤柱具有一定承载能力,煤柱上方和巷道顶板出现核心弹性区,有利于发挥锚固作用,煤柱宽度越大,应力集中现象越明显,综合考虑小煤柱宽度为6 m。基于此,提出了“锚网索支护+卸压+滞后沿空侧注浆加固+回采期间周期来压附近补强支护”围岩控制技术,现场应用效果良好。

地表水体下大采高工作面重复采动安全性评价

为了确定地表水体下大采高工作面重复采动的可行性和安全性,采用FLAC3D数值模型,对宁东煤田红石湾煤矿五煤和八煤重复采动后的覆岩破坏规律进行研究,五煤和八煤工作面均为大采高工作面,采高分别为4.6 m和4.8 m,根据数值模拟结果,五煤和八煤工作面回采后的冒落带高度分别为13.8 m和15.0 m,八煤工作面的导水裂隙带高度为242.0 m,保护带厚度为56.4 m,八煤工作面最浅处距离地表水体353.0 m,大于需要留设的防隔水煤(岩)柱高度(298.4 m),结合研究区的构造发育条件和隔水层隔水性能特征,确定地表水体下五煤和八煤的大采高工作面重复开采的安全性较高。结果表明,可以采用数值模型对大采高工作面重复开采后的覆岩破坏规律进行分析,通过实例分析,地表水体下大采高工作面重复采动安全性评价符合实际情况,可以作为井田未来评价工作面受地表水体威胁程度的依据。

大采高工作面过逆断层超前预注浆加固技术研究

针对大采高工作面通过逆断层时煤壁片帮、顶板漏冒严重、工作面推进困难的问题,详细调查工作面情况,建立数值模型模拟研究大采高工作面过逆断层阶段工作面顶底板及超前支承应力显现规律。在此基础上,提出了适合于大采高工作面过逆断层阶段煤壁和顶板围岩稳定性控制的超前预注浆加固技术体系。经现场技术实施可知,注浆后工作面煤壁片帮、冒顶现象大大缓解,工作面日产量达到2400~3600 t,提高近2倍,实现了工作面过断层阶段的安全开采。

浅埋深大采高工作面矿压显现规律研究

以三道沟煤矿85214工作面为工程背景,对浅埋深大采高工作面矿井的矿压显现规律进行研究,利用理论分析的方法,建立固支梁和悬臂梁模型,确定工作面初次来压步距和周期来压步距分别为104.91和19.90 m。基于覆岩浅埋结构性质,建立短砌体梁和台阶岩梁模型,确定支护阻力分别为5 624和14 461 kN;利用现场试验的方法,对井下支架工作阻力数据实测分析,确定工作面初次来压步距106 m,周期来压步距16.8 m,月平均次数11次,平均支架载荷37.5 MPa,支承压力主要分布于工作面中部区域。研究结果证明了来压步距模型的合理性和有效性,并确定了浅埋深条件下覆岩结构呈现短砌体梁结构和台阶岩梁结构的破断特点,可为矿井生产提供依据。

大采高工作面构造区超前深孔预注浆技术的实践

在山西霍尔辛赫煤业3105工作面,针对煤层上覆泥岩层不稳定性和局部仰采造成的采高异常问题,实施了超前深孔预注浆技术。通过地震勘探和现场评估,划分了7个地质异常区域,制定了精准的钻孔布置策略,应用分次成孔和深孔封孔技术。工业性试验显示,154个钻孔共使用805.12 t注浆材料,平均每孔5.92 t,成功降低了冒顶率86%以上,显著提升了矿井的安全性和稳定性,证明了该技术在大采高工作面的有效性。

大采高工作面回撤通道围岩注浆加固技术实践

针对大采高工作面末采期间回撤通道矿压显现剧烈,巷道支护困难等问题,以小保当一号煤矿112204工作面为背景,对末采回撤通道的围岩控制问题进行了探究。采用理论分析、现场实勘的方法,分析了112204回撤通道围岩变形原因,明确了注浆加固机理,确定了合理的注浆参数。注浆加固后的112204回撤通道比112201回撤通道的顶板最大下沉量减少了88.75%,同时末采收尾工作提前5.5 d结束。实践结果表明,对大采高工作面回撤通道进行注浆加固,能有效控制末采阶段巷道变形等问题,对实现安全高效、经济合理的回撤工作具有重要意义。

成庄矿大采高工作面瓦斯分区段抽采方法研究

针对成庄矿3号煤层4323工作面回采过程中存在的瓦斯浓度高问题,采用理论分析与现场监测现结合的方法,研究了该工作面瓦斯存在的风险性及其综合抽采方法。结果表明,目前工作面实际供风量不能满足工作面实际需风量要求,有可能发生瓦斯突出风险,必须对瓦斯进行抽采。研究提出了地表钻井瓦斯抽采、采空区布设管理及裂隙带钻孔抽采、工作面顺层及穿层抽采相结合的分区段瓦斯抽采方法。通过现场实践,工作面瓦斯平均有效抽采量达到涌出量的86%;工作面上隅角最大瓦斯浓度变化范围为0.55%~0.72%,平均瓦斯浓度变化范围为0.17%~0.46%,没有出现瓦斯超限情况,对上隅角进行瓦斯抽采取得了良好的效果;在采空区瓦斯总体涌出量一定的条件下,采空区布设管路及裂隙带钻孔瓦斯抽采表现为互补关系,能够实现对采空区瓦斯的有效抽采,保证工作面回采安全。

煤矿大采高工作面沿空留巷围岩控制技术研究

以某煤矿大采高工作面为例,简单介绍了沿空留巷情况,在分析围岩应力与巷旁支护阻力的基础上,论述了适合煤矿大采高工作面沿空留巷围岩控制的支护结构,并从巷旁支护、顶板动载弱化几个方面,探究了围岩控制技术及应用,验证了围岩控制效果。得出,围岩控制效果良好,围岩控制技术在煤矿大采高工作面沿空留巷中具有一定的应用推广空间。

呼吉尔特矿区大采高工作面采空区侧向支承压力演化过程实测研究

为研究呼吉尔特矿区大采高工作面采空区侧向支承压力演化过程,以门克庆煤矿3102工作面为工程背景,利用3102工作面布置“两进一回”的辅助运输巷,提前在辅助运输巷布置不同深度的煤体应力计测点进行实时监测,通过连续一年的监测分析得出:工作面回采后采空区侧向60m范围内侧向支承压力均出现不同程度的起伏变化,走向侧方向宽煤柱内滞后工作面约1100m、辅运巷实体煤侧滞后工作面880m后应力趋于稳定,得出采空区侧向应力演化时间长达7个月;宽煤柱内及辅助运输巷帮部受力演化在走向上呈现出超前应力未影响(应力平稳)阶段、回采扰动(应力上升)阶段、塑性演化(应力下降)阶段、近场顶板垮落(应力持续上升)阶段以及应力稳定(应力平稳)阶段5个阶段;倾向上呈现煤柱内侧塑性区、煤柱弹性区、煤柱外侧塑性区、辅运巷外侧弹性区4个区间。研究结论为呼吉尔特矿区大采高工作面在临空巷道掘进时机的确定、煤柱宽度的优化、临空巷道矿压控制等关键问题具有重要意义。

阜生煤业大采高工作面合理支架工作阻力分析

为论证阜生煤业1208大采高工作面支架阻力的合理性,通过理论计算,得出1208工作面支架工作阻力不应低于9158.1 kN,再采用数值模拟分析工作面围岩变形与支架载荷情况,最终确定合理的支架阻力为12000 kN;现场应用表明,回采期间,工作面平均来压步距为14 m,支架工况良好,煤壁稳定性较高,满足工作面安全高效生产需求。

大采高工作面矸石充填开采技术研究

以大采高工作面矸石充填开采技术为研究对象,分析影响充填质量的各个因素。结合具体工程案例深入,研究充填开采岩层的发展规律,设立专门的机械化矸石充填质量评价体系并给出针对性建议,以保证矸石充填作业质量,为相关工作者提供参考。

大采高工作面采动围岩支护协同运动规律

针对大采高工作面存在的端面冒顶问题,采用数值模拟对俯采、仰采及水平开采三种不同状态下的顶板稳定程度和变化规律进行研究。通过理论研究,分析支架在三种不同开采方式下的阻力分布情况,提出了通过前移液压支架合力作用点的方法,可以提高支架的支护效果,间接增强顶部岩体连续性,控制顶板的拉应力,从而控制顶板冒落。以ZY20000/34/70D型支架为例,分析结果表明:通过调节液压支架的阻力分布,水平开采时,使千斤顶垂直分力处于1000~2000 kN之间;仰采时,使垂直分力处于600~1200 kN之间;俯采时,使垂直分力处于320~640 kN之间运行,可以有效的提高大采高工作面顶板稳定性,保证大采高工作面的安全生产。

大采高工作面支架刚度对煤壁稳定性的影响效应研究

大采高开采技术是我国厚煤层开采的主要技术选择之一,大采高工作面一次割煤高度增大,煤壁稳定性降低,煤壁破坏成为制约该类工作面生产潜能释放的关键因素。为提高大采高工作面围岩稳定性,实现厚煤层高效开采,采用理论分析、室内试验和现场实测等综合手段分析了支架刚度对煤壁稳定性的影响。结果表明:大采高工作面存在3种常见煤壁破坏形式:硬煤劈裂式、中硬煤剪切式和软煤塑性流动式;定义煤壁稳定性系数为煤壁极限承载能力与作用在煤壁之上的顶板载荷之差同顶板载荷之比,得到顶板载荷对稳定性系数分布特征的影响;建立顶板冲击力学模型,基于能量原理,提出了作用于煤壁之上的顶板载荷确定方法;分析了支架刚度对煤壁稳定性系数的影响,随着支架刚度的增加,作用于煤壁之上的顶板载荷降低,煤壁稳定性升高,顶板载荷及煤壁稳定性对支架刚度的敏感性逐渐降低;开展不同支架刚度条件下煤壁稳定性相似模拟试验,支架刚度为1.0、1.5、2.0 MN/m的条件下,煤壁极限承载能力分别为17、19、20 kN,煤壁的最大横向变形量分别为40、30、25 mm,煤壁破坏面积分别为0.41、0.32、0.21 m^(2),试验数据验证了理论分析结果的正确性;最后将提高支架刚度措施应用于乌兰木伦31402大采高工作面,煤壁稳定性得到有效控制。

基于大采高工作面遗煤氧化特征的煤自燃危险区域分布研究

为掌握大采高工作面回采期间采空区煤自燃危险区域分布规律,以察哈素煤矿3煤层31317大采高工作面为研究对象,首先通过实验测试分析了大采高工作面遗煤的自然氧化特征;其次利用束管监测系统测定了31317工作面采空区两侧的自燃“三带”,并模拟了采空区全空间的自燃“三带”分布;最后对比了不同采高工作面煤自燃“三带”随风速的变化特征,揭示了大采高工作面煤自燃危险区域分布规律。研究结果表明:煤升温氧化各阶段标志气体出现的温度点随氧气浓度升高而下降,但是下降速率逐渐减小。不同采高工作面采空区氧化带范围都随巷道风速增加而增大,且采高越高,氧化带范围增大越明显。研究结果为大采高工作面采空区煤自燃防治提供理论参考。