6~10 m厚煤层超大采高液压支架及其工作面系统自适应智能耦合控制

厚煤层储量及产量占我国原煤总储量及产量的一半,通过梳理厚煤层开采历史沿革,总结了我国厚煤层开采40年来的技术及装备研发实践,系统分析了以高端大采高液压支架及围岩智能耦合理论为代表的6~10 m大采高综采高效智能化综采技术及装备研究进展,提出了大采高支护理论及围岩智能耦合控制的突破是厚煤层一次开采高度突破的首要因素,完善的感知体系建立是液压支架自适应支护的前提,数字技术的应用为大采高工作面高效推进及装备智能协同控制提供了新的技术途径;阐明了大采高综放液压支架与围岩耦合关系,剖析了采高增加对硬煤层冒放性的有利影响,提出了基于煤矸识别、放煤机构控制的“纯煤段记忆放煤+煤岩分界模糊段人工反馈式干预放煤”的智能放煤控制策略;分析了大采高开采“采–运”协同智能耦合控制关键技术,构建了基于采煤机牵引速度与刮板输送机链速间联动调节的工作面装备间多机异构耦合自适应协同控制模型;研发了厚煤层开采中10 m超大采高液压支架,分析了厚煤层开采不断突破开采高度极限的新认识,从开采装备、控制系统等方面提出厚煤层一次开采高度的突破的研发方向。

基于开采高度对工作面覆岩裂隙演化影响的钻孔瓦斯抽采研究

采动覆岩裂隙演化规律对层间瓦斯运移起主导作用,研究覆岩裂隙发育分布规律对于提高瓦斯抽采效率至关重要。以甘肃省魏家地矿西2107综采工作面为工程背景,采用UDEC模拟软件建立不同采高的数值模型,利用分形几何理论分析了工作面覆岩近场裂隙演化与不同开采高度的关系,确定了钻孔瓦斯抽采最优工作面高度,并通过理论经验公式、覆岩裂隙窥视情况与现场瓦斯抽采结果对其验证。结果表明:采动裂隙总数随着采高增大而增大,但不同阶段增大的幅度皆不相同,覆岩裂隙不断向覆岩四周呈“伞状”发育;不同开采高度的工作面覆岩近场裂隙均经历产生、扩张贯通、压实稳定的3个阶段,且采高越大,压实区范围越小,适当增加采高,有助于提高覆岩瓦斯抽采效果;当采高选择4 m时,顶板裂隙在位于10 m与40 m位置处的裂隙发育密度与范围均明显大于其他区域,该区域与布置高、低巷双位一体的协同抽采巷最佳位置相一致。

松软煤层大采高工作面煤壁片帮机理及深浅孔交替超前预注浆加固技术研究

目的为探究松软煤层大采高工作面煤壁片帮机理,并对片帮严重的松软煤层大采高工作面煤壁进行有效控制,方法利用材料力学理论得到煤壁片帮的频发位置,引入煤壁剪切破坏准则,得出松软煤体煤壁片帮的主控因素。并以李村煤矿1305工作面为例,通过FLAC3D建立数值模型,以煤壁最大位移、煤体破坏深度、支承压力大小和支承压力峰值位置4个因素作为参考比较对象,通过引入正交试验法,研究了煤层埋深、内摩擦角、黏聚力、抗拉强度以及支护强度对煤壁片帮的影响程度。结果结果表明:煤体自身的物理力学性质(内摩擦角和黏聚力)是影响煤壁片帮的主要因素,其次煤体的赋存条件(埋深)也是一个较为关键的影响因素。结论工业性试验基于正交试验结果提出了大采高综采工作面深浅孔交替超前预注浆加固技术,有效控制了李村煤矿1305工作面煤壁片帮严重情况,为其他类似地质条件大采高综采工作面煤壁片帮控制提供了借鉴。

厚煤层大采高综放工作面覆岩断裂演化规律研究

大采高综放开采易形成强烈的矿压显现,上覆岩层的断裂演化规律对工作面安全生产至关重要。以羊场湾煤矿160206工作面为工程背景,运用相似模拟试验、数值模拟和理论分析的综合研究方法,对大采高综放工作面覆岩的断裂过程与覆岩运移规律进行系统研究。研究表明:导水裂隙带内岩层随工作面推进表现为“台阶下沉”,同层岩层下沉趋势沿走向表现为“急剧下降—稳定(最大值)—快速上升—稳定(最小值)”。工作面覆岩运动场由两区分布(加速下沉区、缓慢下沉区)演化为三区分布(加速下沉区、缓慢下沉区、稳定区)。对离层演化与地表下沉规律进行了定量描述,运用理论计算表达式深入地剖析了地表的动态下沉机理及其相关因素。结合相似模拟与数值模拟的试验结果,提出了覆岩断裂演化的形态变化特征:覆岩断裂形态由“单等腰梯形”演化为“双等腰梯形”,表土层影响区由“矩形”演化为“倒梯形”。分析了覆岩中垮落区、离层区、压实区、裂隙富集区的动态演化过程:垮落区逐渐增大至一定程度,高度小幅度降低并趋于稳定,离层区由下至上逐渐发育并随工作面向前移动,离层区逐渐闭合形成压实区,且压实区逐渐增大并最终保持稳定,裂隙富集区位于采空区前后端部并随工作面向前移动。

大倾角大采高工作面煤壁失稳机理分析

大倾角大采高工作面煤壁灾变易诱使支架-围岩系统失衡,导致围岩稳定性控制复杂化,故煤壁灾变防控对保障工作面安全生产十分关键,而科学化防控技术的前提是明晰煤壁失稳孕育机制,为此采用数值计算及理论分析法展开研究。研究结果表明:大倾角大采高工作面煤壁承压倾向分区异化,下部区域应力集中程度较中部、上部高,集中区范围由下至上减小,垂向中部应力值较低,应力极值及走向位置与回采距具有正相关性,煤壁揭露前后邻域承压环境会突变,且承压态随煤体破坏演变异化,煤体承压结构会由非连续态经压实过渡为类连续状,而后整体移动至阈值后发生破断结构离散化。煤壁前方塑性区随采动作用不同幅度扩展,其稳定性受制于回采距及速度,低速回采、回采距离增加时煤壁稳定性逐步降低,塑性破裂发育区煤体为支承压力等动载、静载主承体,煤壁失稳是支承压力与扰动区内煤体自身抗压性能动态失衡,由运移、变形等承压行为量变诱发煤体结构质变而破断失稳,承压非对称性及多向耦合造成煤壁失稳分区及范围倾向扩展。

夯实矸石压缩-固结蠕变成岩过程及等价采高模型分析

目的为了研究被夯实矸石压缩-固结蠕变成岩过程及其等价采高模型,方法以亭南煤业公司1102矸石充填工作面为工程背景,采用理论分析、数值模拟、室内试验、现场实测等方法进行研究。结果结果表明:矸石充填工作面最大控顶距=端面距+截割深度+顶梁长度+架后触矸距离;顶板回转下沉量等于最大控顶距乘以支架后倾角度正弦值;架后可充填空间高度等于采高减去顶板回转下沉量、欠接顶量、架后底鼓量。被夯实矸石在可充填空间内压缩-固结蠕变成岩的4个阶段及可充压缩率分别为骨架调整段(7.42%),缓慢压缩段(5.39%),固结沉降段(0.34%),蠕变成岩段(12.38%)。由该等价采高模型可知,1102工作面4阶段等价采高为骨架调整段0.94 m,缓慢压缩段1.10 m,固结沉降段1.11 m,蠕变成岩段1.48 m。结论通过概率积分法预测、数值模拟和沉陷观测对比可知,1102工作面走向和倾向主断面地表下沉曲线均为碗形。前两阶段地表下沉曲线平缓,后两阶段地表下沉曲线陡峭。

基于微震监测的浅埋8 m超大采高综采面矿压规律现场监测研究

以陕北矿区某矿2203浅埋超大采高综采面为工程背景,采用微震监测技术,对浅埋超大采高综采面矿压规律进行了研究。结果表明:单日微震事件数达到峰值后,综采面继续回采8.25~11 m内,能量大于103J的事件增多,微震事件能量及支架压力达到峰值,随后顶板出现垮落现象。综采面初次来压前,微震总能量为6.40×10^(3)J,矿压显现期间为1.07×10^(4)J,总能量增长67%;由于综采面矿压显现与微震最大能量峰值出现一致,通过2次最大能量峰值时综采面位置可以确定综采面周期来压步距。2203综采面初次来压步距为24.75 m,周期来压步距为27~35.25 m,由此确定,顺槽超前支护距离为36 m,实践表明,2203综采面采用ZCZY10300/31/55D型超前液压支架满足巷道超前支护的要求。微震监测是矿压显现规律分析的有效手段,采用液压支架压力变化与微震能量协同分析的方法研究超大采高综采面的矿压规律是可行的。

基于MATLAB大采高液压支架稳定性仿真研究

针对液压支架存在失稳等重大安全隐患,以某型大采高液压支架为研究对象,对支架前倾、后仰、侧翻、滑移4种失稳进行分析,运用MATLAB仿真的方法对不同采高、底座宽度、极限倾角、煤层倾角、加载载荷下的支架重心高度等进行仿真分析和研究。研究结果表明:随着支架极限倾角的增加,支架重心高度呈现逐渐减小的趋势;随着支架底座宽度增加,支架重心高度呈现逐渐增加的趋势;随着采高高度的增加,最大、最小煤层倾角呈现逐渐减小的趋势;随着支架底座宽度增加,最大、最小煤层倾角呈现逐渐增加的趋势;随着加载载荷增加,煤层倾角呈现逐渐减小的趋势。该研究为液压支架稳定性、安全可靠性提高等方面提供理论基础。

大倾角大采高工作面上出口行人防护研究与应用

采煤工作面上出口作为工作面压力显现集中区之一,不但是人员、设备、材料的集中区,还是人员、设备和材料进出工作面的交接口。上出口行人防护对人员和设备安全的至关重要。针对上出口顶板倾角大、巷道高度变化大、高帮与巷道底板高差大、空顶面积大等问题,研究一种新型行人防护支架,以达到保证行人安全的目的。

大采高综采工作面矿压显现及顶板活动特征研究

为了得到唐山某煤矿综采工作面的矿压显现及顶板活动特征,基于关键层理论、“悬臂梁-砌体梁”力学模型,通过现场观测、理论分析、数值模拟的方法对9煤层矿压显现特征、顶板结构、支架工作阻力开展了深入研究,建立了覆岩结构力学模型,得到了工作面支架工作阻力的合理计算式。研究结果表明:工作面来压步距和来压大小均有一定的规律性,呈现一大一小的周期来压现象,来压期间中部测区支架荷载最大,两边偏小;通过直接顶关键层判别方法,确定了第2层岩层和第7层岩层分别为亚关键层1和亚关键层2。亚关键层1破断后以“悬臂梁”结构形态垮落进入采空区,亚关键层2破断后形成了稳定的“砌体梁”结构,此时亚关键层1与亚关键层2共同组成了“悬臂梁-砌体梁”结构;第2层岩层和第7层岩层组成的双关键层结构的破断运移规律导致了工作面呈现一大一小的周期来压现象。当双关键层同步破断时,支架工作阻力为13 688 kN。

不同采高对工作面应力分布的影响研究

厚煤层大采高综采工作面的压力作用变化较大,对煤矿的安全开采具有重要的影响作用。针对厚煤层大采高综采过程中,工作面的应力分布采用数值模拟的方式进行研究分析,建立不同采高的数值分析模型,对煤岩的开采过程进行模拟。结果表明,在大采高综采过程中工作面超前支护的垂直应力随采高增加而减小,工作面采空区水平应力随采高增加而增加,存在最优的采高工艺值,满足煤岩的压力及拉应力作用。

超大采高综采工作面支护技术及装备研究现状

超大采高一次采全厚开采具有开采效率高、资源回收率高等特点。为探求超大采高综采技术进一步突破,分析其工作面围岩稳定性控制可行性,在调研超大采高综采发展历程的基础上,总结了超大采高综采工作面围矿压显现及煤壁片帮规律,分析了现有超大采高液压支架整体技术特征及其适用性能,并介绍了10 m超大采高工作面液压支架基本情况。通过分析发现:工作面矿压显现强度与采高基本呈现正相关关系,采高越大,工作面支护阻力越大,且煤壁片帮是困扰超大采高开采高效推进的主要因素之一,通过提高工作面液压支架的初撑能力能有效减小煤壁应力;液压支架随工作面采高增加,选型工作阻力增大,支架中心距加宽,大梯度过渡方式在提供可靠支护的同时,能有效提升端头区资源回收率;为适应大体量开采装备运输,超大采高工作面煤巷断面增加,超前支架工作阻力增大;工作面配套液压支架通过设计手段、整体结构、制造工艺等方面优化升级以提升可靠性及适应性;相对较低采高工作面支护,超大采高开采更注重支护过程中的安全技术需求,需要完善架前煤矸防护、架间防尘降尘、安全的后期维检等安全措施;工作面围岩稳定性控制及其配套装备是超大采高综采技术发展及推广的重点,从支护参数选择、支护结构设计到液压支架制造、后期维检的超大采高液压支架全寿命开发是支撑超大采高开采高效推进的基础。

10m超大采高智能化开采关键技术及装备研究

通过调研陕西陕煤曹家滩煤矿业有限公司22煤层赋存条件,探究了超大开采空间矿压显现规律及超高煤壁片帮特点,总结了超大采高综采工作面围岩控制关键技术,分析了超大采高综采工作面端头区支护特点,提出“大梯度+小台阶”端头区过渡模式,实现了综采工作面中部到两端头巷道6 m高差的短缓过渡及端头区三角煤高回收率支护;基于综采工作面智能化成套开采装备选型配套,研发了适应10 m超大采高综采工作面的成套开采装备,实现了超大开采空间安全防护、特厚煤层高效截割、超大运量煤流顺畅运输;搭建工作面“采支运”一体化智能协同作业控制系统及多源系统集成与数据融合分析平台,支撑10 m超大采高综采工作面安全高效开采。

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。

梁北矿松软大采高工作面高水充填沿空留巷技术研究

以高水材料适应性研究为基础,通过分析梁北煤矿厚硬顶板大采高工作面沿空留巷围岩控制难点,提出“预裂切顶-高水充填-超前加固”沿空留巷技术。通过室内试验确定了高水充填材料最佳水灰比、早强剂掺量和用水温度;采用理论分析和工程类比确定了预裂切顶、超前加固和高水充填支护方案;采用数值模拟分析了沿空留巷方案的可行性。工程实践效果表明,围岩变形滞后工作面100~150 m趋于稳定,变形整体可控,留巷效果较好。

基于微震监测的浅埋8 m超大采高综采面末采阶段矿压显现规律研究

为了掌握浅埋超大采高综采面末采阶段矿压显现规律,以张家峁煤矿8 m超大采高综采面为研究背景,在工作面支架压力监测数据的基础上,引入微震监测技术手段,从微震事件数量和能量的角度对末采阶段矿压规律做出合理解释。得出如下结论:2203综采面末采最后90 m范围内共监测到微震事件66个,总能量1.75×10^(4)J,其中,中小能量事件合计占比达到92%。期间共来压5次,平均周期来压步距为19.5 m,来压持续距离2.9 m,动载系数1.46,周期来压具有来压步距短、持续时间长、局部动载矿压强烈的特点。来压期间微震的频次和能量明显高于未来压期间,微震频次和总能量的变化趋势呈现“M”形,表现为能量的“积聚-释放-积聚”的周期性变化,微震事件的周期性变化规律与工作面的周期来压保持一致。根据微震频次和能量的异常变化可对工作面的周期来压起到一定的预测作用。

8.8 m大采高工作面主运巷超前支护技术研究与应用

为解决8.8 m大采高工作面主运巷强动压、大变形等超前段支护问题,采用理论分析计算与现场实测相结合的研究方法,对上湾煤矿12403大采高工作面主运巷超前段锚索主动式支护技术开展研究。基于锚索主动式超前支护技术建立了大采高工作面主运巷支护力学模型,计算并校核了8.8 m大采高条件下主运巷超前支承压力影响范围和锚杆(索)及围岩支护强度。同时开展了现场试验,结果表明,从距离工作面45 m位置开始,锚杆和锚索受力开始缓慢增加,但增速较小,从距离工作面20 m位置开始,锚杆和锚索受力以较大幅度增加,累计增加15~25 kN后开始趋于稳定,平均影响范围42 m左右,平均应力集中系数为1.4;在距工作面45 m时开始出现围岩变形,但前期变形量较小,随着工作面不断推进,围岩变形量逐渐增大,在测站与煤壁距离小于30 m时变形量增速较大,但围岩整体稳定且变形可控;钻孔窥视结果表明主运巷超前支护段围岩裂隙总体发育程度较低,围岩、煤层的整体性较好,锚索超前支护方式对顶板围岩起到很好的支护效果。

大倾角大采高软弱顶底板工作面分区矿压规律研究

为研究内蒙古长城二矿大倾角大采高软弱顶底板复杂开采地质条件下,1305S工作面正常区、过渡区、卸压区的矿压显现规律及特征,建立了倾斜煤层采空区冒落矸石滑移充填数值模拟模型,采用数值模拟和现场实测相结合的研究方法进行研究。研究结果表明:沿倾斜方向,1305S工作面中上部所受垂直应力呈现出过渡区>正常区>卸压区的特点,工作面下部呈现出卸压区>过渡区>正常区的特点;1305S工作面推进过程中,平均周期来压步距为13.3 m,周期来压时支架工作阻力在26.75~33.05 MPa之间,沿工作面倾斜方向顶板所受垂直应力总体呈现出工作面上部>中部>下部的特点;巷道工作面一侧的边帮变形量较大。现场实测结果表明,回风巷顶板监测最大移进量为860.18 mm,运输巷顶板监测最大移进量为367.84 mm,两巷围岩移进量呈现出回风巷>运输巷的特点。

大采高大中心距液压支架选型设计

根据陕西小保当矿业有限公司一号井132202工作面煤层地质条件,完成了大采高大中心距中部液压支架与过渡液压支架主要技术参数及结构设计,实现了高产高效,为陕西小保当矿业有限公司大采高超长工作面开采技术的发展提供了宝贵经验。