浅埋特大采高综采工作面关键层“悬臂梁”结构运动对端面漏冒的影响

通过对神东矿区大柳塔煤矿52304综采工作面7.0 m支架开采时端面漏冒的现场实测、模拟实验与理论分析,从特大采高综采工作面覆岩关键层"悬臂梁"结构运动对直接顶作用的角度,阐述了端面漏冒的发生机理,并提出了相应的控制对策。结果表明:综采工作面的端面漏冒不仅与顶板岩性、构造和裂隙发育以及支护工况有关,还与关键层破断块体的回转运动密切相关。特大采高综采工作面覆岩第1层关键层易破断进入垮落带而形成"悬臂梁"结构,不同于低采高综采工作面关键层稳定铰接的"砌体梁"结构,由于其破断块体后方无水平的侧向约束力,它将无法形成自稳的承载结构;当支架初撑力不足以平衡该"悬臂梁"破断块体及其上覆垮落带岩层的载荷时,易造成该块体发生失稳错动而切割直接顶,从而导致贯穿式的端面漏冒的发生。这是造成52304特大采高综采工作面在顶板完整、煤壁片帮并不突出的条件下,仍发生严重端面漏冒的主要原因。由此提出了以提高支架初撑力来防止关键层"悬臂梁"破断块体发生失稳错动为思路的端面漏冒控制对策,并依此确定了52304综采工作面7.0 m支架的合理初撑力为12 405 kN,现有支架的初撑力仍显不足。

特大采高综采面关键层结构形态及其对矿压显现的影响

通过对我国首个7.0 m支架综采工作面开采的现场实测、模拟试验与理论分析,就神东矿区特大采高综采工作面覆岩关键层结构形态及其对矿压显现的影响规律与支架合理工作阻力的确定等问题进行了深入研究。结果表明:由于特大采高工作面采高明显增大,覆岩亚关键层1易进入垮落带中,不能形成"砌体梁"结构,而呈"悬臂梁"结构周期性破断,形成工作面的周期来压,周期来压的持续长度与支架控顶距接近,较关键层"砌体梁"结构来压持续长度明显偏大。一定条件下,覆岩亚关键层2的周期破断会引起亚关键层1的提前破断,并造成工作面周期来压步距和来压强度呈一大一小的周期性变化。提出了特大采高综采面不同覆岩关键层结构形态时支架工作阻力的确定方法,并依此确定了补连塔煤矿22303工作面7.0 m支架的合理工作阻力为17 612 kN,现有支架额定工作阻力16 800 kN,在工作面部分区域略显偏小。

特大采高液压支架底板比压分析研究

为分析对比特大采高液压支架在不同工况下的底板比压分布,首先建立支架在正常工作加载、柱窝上方横向(纵向)加载、顶梁两端加载、顶梁前方(后方)扭转加载和顶梁受偏载几种工况下的原始三维模型,利用HYPERMESH对支架顶梁、掩护梁和前后连杆进行柔性化预处理,最后由多体动力学软件ADAMS建立支架的数值仿真模型。工作阻力由垂直施加于各种工况顶板的主动外载荷提供,并通过碰撞接触将外载传递给顶梁,然后经由弹簧阻尼系统等效替代的立柱及平衡千斤顶和由"旋转副"进行连接的支架各处铰接点传递到支架底座,最后由建立在底座底部的四排弹簧来平衡主动外载,使整个系统达到稳定。通过测取底座底部四排弹簧的力,可得支架在不同工况下的底板比压分布情况。结果表明:支架在不同工况下的底板比压分布情况各有异同;但整体来看,底座前端底板比压较大。

特大采高液压支架稳定性分析研究

为全面掌握影响大采高液压支架稳定性的因素,分析了大采高工作面液压支架的失稳机理,给出了大采高支架的临界失稳力学模型。以某大采高支架为例,将其状态参数代入大采高支架的临界失稳力学模型,得出液压支架临界失稳的理论解析。利用数值分析软件ADAMS建立该架的多体动力学模型,分析得出液压支架在各工况下临界倾倒的数值解。对比理论解析和数值仿真结果,二者误差仅为2%,证明了所建立模型的正确性与仿真方法的可行性,通过研究支架失稳角度曲线能得到支架在各高度条件下的失稳倾向情况,这对控制大采高液压支架的稳定性提供了技术方法。

特大采高工作面矿压显现规律

为掌握特大采高工作面矿压显现规律,突破采高极限,采用理论分析、相似材料模拟和数值模拟等多种手段,对上湾煤矿特大采高(8.8 m)工作面进行研究.研究结果表明:工作面基本顶初次来压步距为54 m,周期来压步距为12.8~30 m,平均周期来压步距为22 m;主关键层初次破断距为69~79 m,周期破断距为42~48 m,平均周期破断距为45 m;工作面超前支承压力为11.10~12.98 MPa,应力峰值点到煤壁距离为9~13.2 m,影响范围为74~96 m,应力集中系数为2.10~2.40.

基于FTA的特大采高液压支架立柱支撑系统的可靠性分析

针对特大采高液压支架立柱支撑系统在工作过程中容易出现不动作或动作慢的现象,以ZY16800/32/70D液压支架立柱支撑系统为研究对象,利用FTA(Fault Tree Analysis,故障树分析)可靠性理论对这一典型故障进行分析。首先建立了关于立柱支撑系统立柱不动作或动作慢这一典型故障的故障树模型,接着对所建立的故障树模型进行定性分析,得到了影响立柱系统正常升降的几类故障模式,并且提出了一定的维修策略。该分析对于特大采高液压支架的研发、优化和维护有重要的指导意义。

特大采高综采工作面机尾冒顶治理技术

为了防治大柳塔煤矿52303大采高综采工作面机尾冒顶事故,采用理论分析、现场实测等方法分析了矿压显现异常、二次采动影响、推进速度慢、现场管理人员经验不足、过渡支架梁端距过大是52303工作面冒顶的主要原因,在此基础上提出采用马丽散材料加固煤壁及顶板、工作面冒顶较高区域充填罗克休材料、加强联络巷附近巷道支护等技术措施。现场应用结果表明:该措施及时改变围岩的松散结构,有效地防止了煤壁片帮和顶板冒落,提高煤岩体的整体强度,工作面推进过程中均未出现显著的冒顶、片帮事故,工作面顶板漏矸问题也得到了有效控制。

特大采高液压支架增压增力复合护帮机构的研究

分析了特大采高液压支架护帮作用机理,提出了特大采高支架增压增力复合护帮机构的特点、工作原理、创新点及与现有设备的对比,特别提出在7 m以上大采高支架增压增力复合护帮机构在支架防护方面的使用效果。

西部矿区厚基岩特大采高工作面导水裂隙带发育特征

为了获得西部矿区部分厚基岩、中等埋深赋存条件下特大采高工作面裂隙发育特征,以上湾矿12401工作面为例,采用经验公式、数值模拟与现场实测相结合的方法进行了对比研究。结果表明:现阶段针对我国东西部矿区典型地质条件获得的经验公式很难适用于本文特大采高、厚基岩、中等埋深地质条件下的工作面。基于西部矿区地质条件的经验公式预测结果明显偏大,而基于东部矿区地质条件的经验公式预测结果则明显偏小。基于损伤本构模型的数值模拟结果与实测结果误差小于5%,工作面推进过程中导水裂隙带的发育特征为:由于覆岩软硬岩层的存在,导水裂隙带向上呈台阶形发育;裂隙带形态随着采动程度的变化从“拱形”(三维“壳形”)转变为“马鞍形”(三维“盆状形”)的发育过程。

特大采高液压支架发展与研究

为发展高产高效工作面及扩大一次采全高开采的适用范围,当代液压支架结构高度不断增加,大于5 m的可称为特大采高液压支架.由于采高加大使基本顶来压更加强烈,支架的支护强度更要加大.文章通过模拟实验,提出各类顶板特大采高支架的合理工作阻力值,并提出为发展特大采高综高对我国煤机配套设备相应的要求.

8.8m特大采高综采工作面顶板管理技术

上湾煤矿12401综采工作面是世界首个8.8m特大采高工作面,工作面采高大,冒顶、片帮、漏矸的风险高,顶板管理难度大。针对以上存在的问题,详细分析了8.8m特大采高工作面的顶帮变化情况,并充分借鉴7m大采高工作面及8m特大采高综采工作面的巷道支护的成功经验,通过综合运用超大断面巷道支护技术、煤巷超前支护技术、三角区域水力压裂技术、工作面矿压监测技术等多种技术手段,有效控制了巷道围岩变形和顶板下沉,保证了工作面顶板安全,实现了工作面的安全高效回采。

上湾煤矿特大采高工作面开采显著特征研究

本文以上湾煤矿第二个8.8m特大采高12402工作面为工程背景,首先,介绍了特大采高工作面配套使用的采煤机、液压支架、刮板输送机及乳化液泵站等主要设备在设备重量上、机械设计上与小采高工作面开采设备对比所具有的显著特点;其次,从形成"砌体梁"结构的理论条件出发,着重分析了特大采高工作面与小采高工作面相比老顶较难形成"砌体梁"结构的原因,结论认为特大采高工作面剧烈影响范围更广并且采空区的Δ值更大,"两更大"可造成形成"砌体梁"结构所必须的水平推力T不足,从而导致破断后的岩块不易形成"砌体梁"结构,而并不是由于采空区Δ值大单方面原因造成的;再次,介绍了目前特大采高工作面大断面切眼的支护设计,并着重分析了切眼周边的应力状态,为支护设计提供参考,尽可能减小围岩蠕变对正常开采的影响;最后,利用得出的"两更大"结论,对工作面初采期间的生产组织提出了建议,并认为前期开采所形成的大型采空区群对后续工作面的影响程度,目前留设25m宽的区段煤柱在将来的合理性,以及上湾煤矿原岩地应力场的测量应是下一步的研究重点。

特大采高液压支架掩护梁设计优化

对特大采高液压支架掩护梁在使用过程中存在的问题进行了分析并提出特大采高液压支架掩护梁设计优化方案。通过设计优化,改善掩护梁制造工艺性能,提高掩护梁的可靠性,保证了液压支架在特大采高工作面使用安全性能。

特大采高带式输送系统优化和PDCA管控模式

针对上湾煤矿8.8 m超大采高12402综采工作面带式输送机长距离、大运量运输系统中存在的问题,对带式输送机整体结构特征、各部件的工作原理进行分析,提出了设备更新改造、控制系统完善升级的优化方案,并且制定了维护、检修管理的有效措施。提高了带式输送机的使用寿命,有效降低了输送机故障率,保证了采掘工作面安全稳定运输。

厚煤层特大采高工作面支承压力分布规律研究

针对厚煤层特大采高工作面支承压力分布规律问题,本文以李家村煤矿特大采高12302工作面回采为背景,采用现场围岩观测及钻孔窥视的方法,对回采期间工作面超前支承压力分布规律进行了研究,研究结果表明:12302工作面超前支承压力影响范围为45m左右,在超前工作面20m附近达到峰值,两顺槽顶底板、两帮移近量最大值300-400mm,远大于一般采高的工作面。顺槽深入顶板1.19~10.58m范围内顶板较为破碎,大于10.58m范围内顶板相对完好,回采过程中需加强超前支承压力影响区域的顶板管理。

浅埋特大采高工作面矿压规律及支护阻力确定

基于大柳塔煤矿52304工作面的矿压实测数据,分析了近浅埋煤层7 m特大采高工作面的矿压显现规律。工作面初次来压步距为73.3 m,周期来压步距平均为16.0 m。周期来压步距呈现"两端大、中间小"的特征,来压持续长度呈现"两端小、中间大"的特征。工作面来压时,中部矿压显现强烈,支架动载系数为1.58,支护阻力高达18 000 k N;而工作面两端支架受力较小,为12 000 k N。非来压时,工作面支架工作阻力一般为12 000 k N,分布较均匀。采用大采高"斜台阶岩梁"结构计算法和实测统计法,计算了合理的支架工作阻力,表明原工作面支架工作阻力偏低。实践表明,采用大采高"斜台阶岩梁"结构计算得出的合理支架工作阻力符合实际,为大采高工作面支架选型提供了依据。

基于轨道-绳牵引的特大采高支架整架运输试验研究

针对特大采高支架采用轨道-绳牵引方式进行整架运输方式,从理论和试验两方面论证其可行性,搭建地面试验平台进行试验。试验结果表明,该运输方法是安全可靠的,并用于现场。该研究对复杂地质条件下煤矿使用轨道-绳牵引方式整架运输特大采高支架具有参考价值。

考虑煤岩材料非均匀性的特大采高工作面周期来压分析

考虑煤岩材料的非均匀特性对特大采高工作面矿压显现规律的影响,采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的研究方法,研究神东矿区某8m特大采高工作面周期来压规律。提出煤岩微结构密度参数,理论推导工作面非均质顶板周期垮落步距计算公式;建立非均质煤岩体工作面推进数值计算模型,结合现场实测结果验证理论模型和数值计算结果的合理性。结果表明:考虑煤岩材料非均匀特性,周期垮落步距随煤岩微结构密度参数增大呈近似线性减小;周期来压过程,8 m采高工作面垮落步距约为15 m,与现场矿压监测结果较为吻合。研究成果对于掌握神东矿区8 m特大采高综采工作面周期来压规律和保障特大采高综采工作面的安全开采具有重要参考意义。

基于“顶板-煤壁-支架”综合评价的大采高支架工作阻力研究

针对6.0 m特大采高综采工作面支架适应性评价与工作阻力确定难题,基于大采高采场覆岩"悬臂梁-层间岩层-砌体梁"结构模型,对6.0 m特大采高综采工作面支架合理工作阻力进行了确定,通过数值模拟和大比例尺采场相似模拟实验对支架与围岩控制适应性进行了验证和评价。研究结果表明,大采高综采支架工作阻力的确定要以满足顶板、煤壁等采场围岩控制为前提,并需确保支架良好的位态。支架工作阻力不仅要能支撑垮落带关键层"悬臂梁"破断长度内的岩层载荷,还要能给断裂带下位岩层"砌体梁"结构以平衡力。模拟结果表明,当工作阻力低于10 000 k N时,支架处于满负荷运转状态,活柱下缩量较大,顶板及煤壁变形显著;当工作阻力高于11 000 k N时,采场围岩及支架工况显著改善,据此确定支架合理工作阻力为12 000 k N。生产实践表明,试验工作面支架循环末阻力8 340~10 247 k N,安全阀开启率低于5%,煤壁完整性较好,支架工作阻力满足顶板支护及安全生产要求。

大采高特大断面开切眼施工技术

阜生煤业1101工作面采用大采高工艺,采高为6 m。工作面切眼断面为:宽×高=9.5 m×4.2 m,沿煤层顶板布置。切眼分两次成形,一切掘进宽4.5 m,高4.2 m,掘进断面18.9 m2,二切掘进宽5.0 m,高4.2 m,掘进断面21 m2。1101工作面切眼采用锚网索组合支护,采用单体柱+大板联合支护及木垛支护两种被动支护形式维护。