“两硬”煤层条件下综放开采煤岩全区双效弱化技术研究

针对马道头煤矿坚硬顶板特厚煤层综放开采顶煤回收率低的问题,采用理论分析、数值模拟、现场试验等方法,分析了顶板结构与顶煤受力状态的对应关系,揭示了顶煤空间破坏特征,评价了地面压裂双效弱化技术应用效果,结果表明:顶板结构根据顶煤受力状态将分为“组合短悬臂梁”+“铰接岩梁”混合承载结构、“组合短悬臂梁”单独承载结构、“铰接岩梁”单独承载结构,采取措施后,覆岩结构稳定性变差,覆岩破坏高度增大,厚层砂岩悬顶消失,超前支承压力峰值明显降低,顶煤完整性遭到破坏,弱化措施可以有效降低工作面回采期间厚层坚硬顶板引起的悬顶长度、应力集中程度及顶煤完整性,压裂影响区内,非来压期间,循环末阻力下降25.4%,来压期间循环末阻力下降15.3%,地面压裂后覆岩分层破坏程度较高,坚硬厚层岩层薄层化,顶煤回收率得到了提高,比未经地面压裂弱化顶煤时回收率增加了6.1%。

浅埋深厚硬基岩综放工作面覆岩运移破坏规律研究

为揭示浅埋厚煤层综放工作面顶板来压及覆岩运移特征,在五家沟矿15304工作面辅运巷内施工钻孔,现场重探顶板岩层分布及关键层位置,并对来压期间的顶板不同层位的裂隙发育特征及破断位置进行监测,分析工作面支架工作阻力分布规律。结果表明:顶板关键层控制工作面覆岩运移及工作面矿压显现,关键层破断引起覆岩剧烈运动及采场剧烈来压,采空区覆岩垮落以规则的弧线状向上发育,其中由顶板中间底部向上部、两端逐渐递减,覆岩破坏形态易形成“马鞍形”。由于亚关键层厚度及强度较大,导致15304工作面推进90 m时亚关键层才发生破断引起初次来压,周期来压过程中导水裂隙带逐步向上发育到主关键层附近,厚硬关键层阻断了顶板裂隙继续向上发育。该工作面初次来压步距90 m,周期来压来压步距22 m;覆岩垮落带最大发育高度为44 m左右,导水裂缝带最大发育高度为58 m。

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。

采动影响下底板巷道围岩变形观测与分析

通过对平朔井工一矿9006辅运巷在4106工作面采动影响下发生的围岩变形进行观测与分析,掌握了巷道在采动影响下的变形情况。分析了两帮移近量、顶板下沉量和底鼓量的变化特征,揭示了测站变形量与工作面水平距离之间的定量关系,总结归纳了9006辅运巷变形经历的不同阶段,提出了在采动影响到达后加强巷道支护和加快工作面推进速度的建议,为今后4煤与9煤同采条件下安全回采提供了有力地支持。

基于微震事件特性的大倾角煤层覆岩破坏规律研究

大倾角特厚煤层综放面覆岩破坏规律对工作面矿压显现特征具有重要影响,是工作面支架选型与顶板管理的主要参考指标之一。以宁武矿区汾源煤业为背景,采用KJ1160微震监测系统研究了大倾角综放面微震事件、能量分布特征,通过建立物理相似模拟模型研究了工作面顶板裂隙发育、覆岩运动规律,根据常用的"三带"计算公式对大倾角特厚煤层综放面覆岩破坏高度进行了校核。研究结果表明:大倾角特厚煤层工作面顶板覆岩垮落带、裂缝带在煤层倾向上形成"上高下低"的形态,在走向上呈现滞后性;覆岩垮落带高度约为60m,裂缝带高度约为160m;煤层倾角大于30°,工作面长度不宜超过120m。

基于双屈服模型的采空区下特厚煤层破坏特性

为了研究上煤层采空区对其下伏近距离特厚煤层的影响,确定下煤层巷道布置内错距离;以国投塔山煤矿为背景,基于有限差分数值方法,运用双屈服本构模型实时修正手段,模拟了上煤层采空区垮落带岩体压实特性,阐明了采空区下伏煤岩层内应力场传递规律及塑性破坏发育范围;结合理论分析及现场钻孔窥视结果,验证了数值结果的可靠性,确定了下煤层回采巷道布置内错距离。结果表明:上煤层采空区内遗留区段煤柱下方应力场在下煤层中形成近似"正梯形"影响范围,上下影响宽度分别为32、56 m;遗留区段煤柱下方塑性区在下煤层中呈"倒梯形"分布,上下塑性区宽度分别为81.36、61.47 m;结合理论分析及现场钻孔窥视结果,最终确定下煤层回采巷道内错距离应为13.5 m。

“高位-低位”厚硬岩层综放面特厚煤层矿压显现特征研究

基于大同煤田马道头矿井为工程背景,建立了“高位-低位”厚硬岩层综放面物理相似模型,分析了特厚煤层综放面覆岩移动特征,监测了8404工作面矿压显现特征。研究结果表明:工作面推进80、110、155 m时,基本顶、上方中砂岩(低位岩层)、上方粗砂岩(高位岩层)依次发生初次垮落;工作面平均周期来压步距为14.11~16.19 m;支架最大工作阻力基本上低于额定工作阻力的55%;工作面第1次大周期来压步距为140 m,来压可持续10~20 m,动载系数为2.24~2.38;工作面ZF17000/27.5/42D型液压支架未出现压架、立柱收缩等现象,支架选型适用性良好。

特厚煤层煤矸互层复合顶煤体冒落特征研究

为了掌握特厚煤层综放开采煤矸互层复合顶煤体冒落特征,保证放煤工艺合理性和高顶煤回收率,以特厚煤层复合顶煤体综放开采为现场实际条件,采用实验室试验、数值模拟、现场观测等方法,分析了复合煤岩体变形破坏和强度特征,揭示了含矸顶煤体放出过程架间成拱、煤矸分界、放出规律,获得了煤矸块度体积与重量分布特征,结果表明:煤岩比例变化对煤岩整体破坏形态影响明显,复合煤岩体的破坏比单一介质块度小,单架顺序放煤量与放出率低值区和高值区之比约为1∶3,复合煤岩体放出块度体积与重量符合正态分布,煤矸块体长度小于40cm的占比为66%,但其重量占比小于15%,特厚煤层含矸顶煤体提高顶煤回收率的主要方向为提高长度为40~100cm块体的放出效率。

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。

浅埋深综放工作面矿压规律及支架工作阻力确定

针对浅埋深综放工作面矿压显现剧烈、安全阀开启频繁的问题,对平朔井工三矿39107浅埋深综放工作面支架工作状况进行分析研究。采用矿压监测系统现场实测液压支架工作阻力,得到工作面基本顶初次来压步距为33.7 m,平均周期来压步距20.7 m,周期来压期间液压支架循环末阻力平均为9 700 kN,安全阀开启率平均为3.7%,工作面液压支架初撑力水平整体较低,分析表明液压支架存在3种不合理工作状态:安全阀调定压力不合理,前后立柱受力不均衡,部分支架串液。结合现场实测数据进行理论计算,得出39107工作面支架合理工作阻力应不低于12 000 kN。

国内典型顶板条件工作面矿压显现规律

长期以来顶板灾害在煤矿灾害事故中始终占据较大比例,一直是困扰煤矿安全生产的难题。矿压规律分析对顶板灾害的有效防控至关重要,目前,大多研究仅针对单一矿井或个别矿区,对不同顶板条件矿压与顶板灾害特征并没有形成统一认识,各类顶板条件之间矿压显现的共性和差异研究不足,且尚未形成有效的矿压显现特征评价指标及方法。基于以上问题,首先,将我国煤矿顶板进行分类,划分为浅埋深、坚硬顶板、非坚硬顶板等3种典型条件,其中非坚硬顶板又包括强矿压顶板和弱矿压顶板2种类型。通过大量矿压数据分析,采用基于支架工作阻力P-T曲线、矿压云图、典型工作面来压特征统计及均化循环拟合的综合分析方法,分析各类典型顶板条件工作面矿压显现特征,得出如下结论:①浅埋煤层工作面具有来压强增阻、非来压微增或负增阻、来压频繁且持续时间长、矿压受地表形状影响大等特征。工作面来压期间均化循环曲线表现为对数+指数的复合函数特征,来压期间支架增阻率远高于非来压期间,且工作阻力增速呈现前缓后急的增长趋势。②坚硬顶板工作面具有来压强增阻、来压步距大、有时存在动载冲击等特征。非来压期间增阻率较小,均化循环曲线表现为近似于线性函数的微增阻特征。来压期间,支架增阻率显著提高,均化循环曲线特征与浅埋煤层增阻特征相似。③非坚硬强矿压类型顶板工作面具有来压与非来压界定不明显、持续渐进式顶板灾害等特征。非来压时增阻率高于浅埋及坚硬顶板工作面,来压时则相反;非坚硬弱矿压类型顶板工作面具有来压显现较弱、增阻率较小、局部来压频繁等特征。2种非坚硬顶板工作面均化循环曲线均符合对数函数特征,增阻率呈移架前期快速增长,而后迅速放缓的增长趋势,来压时增阻曲均低于浅埋和坚硬顶板工作面。

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。

强烈动压影响下锚网支护巷道矿压显现规律研究

为掌握强烈动压影响条件下回采巷道的矿压显现规律,以平朔井工一矿受回采动压影响全煤巷道为研究对象,采用数值模拟、锚杆无损检测、巷道围岩变形观测等方法,分析了动压巷道围岩所处应力环境和应力分布规律,评价了工作面受采动影响巷道全长范围内锚杆受力情况,确定了巷道应力集中区域范围及影响因素,总结了强烈动压锚网支护巷道围岩变形规律。结果表明:中粗砂岩顶板稳定性较好,降低了巷道所在层位应力集中程度,巷道围岩受断层和陷落柱等地质构造影响,约30%的区域锚杆受力大于60 k N,区域内巷道矿压显现较为强烈,工作面回采动压超前影响范围为60 m,动压巷道受影响总长度可达180 m,巷道地质构造等软弱地段在采动影响范围外应适当加强支护,加快工作面推进速度。

16 m层间距下部综放工作面矿压显现规律实测分析

基于增子坊煤矿16m层间距煤层群开采现状,以8109综放工作面为研究对象,分析受到上覆5号煤层综放开采影响的下位综放工作面矿压显现规律。分析结果显示:增子坊煤矿16m近距离煤层开采,下位煤层8109放顶煤工作面基本顶最小周期来压步距5.3m,最大17.9m,平均13.9m;基本顶最大来压动载系数2.38,最小1.12,平均动载系数1.48;各支架工作阻力压力值大致呈正态分布,大多处于4000~7000kN;工作面中部初撑力显然大于上下两端初撑力,放顶煤工作面初撑力平均值为2629kN,占额定初撑力的45%;各支架前后柱受力比较均匀,差别较小,前柱受力平均20.63MPa,后柱平均19.21MPa,液压支架总体性较好适应。

完全沿空掘巷支护技术研究

基于辽宁某煤矿1201工作面完全沿空掘巷地质条件,针对巷旁支护体在动压作用下容易破坏的特点,采用巷旁支护体顶部施加柔性垫层及侧向施加预应力钢筋的措施。沿空巷道巷内支护采用高强度预应力锚杆锚索支护系统,并进行巷道煤壁侧帮W型钢带以及贴帮支设木支柱加强支护,以消除巷道内不均衡载荷。FLAC3D数值模拟结果表明:巷旁支护体切顶能力强、沿空巷道支护效果良好。现场试验巷道位移量观测表明:沿空巷道稳定性好,完全沿空掘巷支护方案可以应用到现场。

基于远场周期来压的地表动态下沉预计

针对以往时间函数模型在预测特厚煤层综放开采深厚比较小时地表动态下沉偏差较大的问题,论文以大同矿区芦子沟煤矿3108综放工作面为工程背景,采用现场实测与理论分析的方法将工作面矿压显现与地表变形两者结合起来研究,提出了依据远场周期来压预测地表下沉的动态过程。研究表明:特厚煤层综放采场会有规律地发生大步距周期性强矿压显现,地表点的下沉速度曲线随工作面周期性强矿压发生有规律性的波动,高位主关键层失稳使得工作面周期强矿压与地表动态下沉之间密切相关,工作面的周期强矿压会在地表变形中显现出来。据此基于远场周期来压建立了修正的分段建模的Weibull时间函数模型,该模型对于工作面各个位置地表点的动态下沉均具有较好的适应性,实例计算结果表明修正的分段Weibull时间函数模型具有较高的精度,能够更好地用于描述地表点动态沉降变形过程。

浅埋深近距离煤层上行安全开采技术研究

丁家梁煤矿进行Ⅲ-2号煤长壁开采,其埋藏深度50m,下部35m位置处为Ⅳ-2号煤房柱式采空区,结合其具体开采技术条件,分析Ⅲ-2号煤为浅埋深、近距离煤层房柱式采空区复杂组合地质条件下上行开采。针对这一特殊地质条件下上行开采技术进行研究,理论计算静载条件下采空区煤柱载荷、煤柱强度,运用FLAC数值模拟软件研究煤柱在上行开采动力扰动作用下失稳破坏机理,运用UDEC数值模拟软件研究采动影响下煤柱稳定性及层间岩层承载变形特性。结果表明:高初始应力条件下,动力扰动易导致煤柱失稳;在采动影响下,煤柱变形可控,并未发生压裂式破坏,最终进入稳定流变变形阶段,房柱式采空区煤柱不会出现大面积失稳或压垮现象;层间岩层能够稳定承载,且层间岩层同步稳定下沉,不可能发生"整体切落"。针对上行开采风险因素,提出砌筑封堵矿井飓风灾害的密闭墙、加强地质保障工作、缩短Ⅳ-2号煤长壁工作面长度的针对性措施,确保了上行安全开采。

浅埋厚煤层高强度开采强矿压分布特征与控制对策

浅埋厚煤层高强度开采时,回采工作面矿压显现强烈,对煤矿安全生产造成较大影响。以五家沟煤矿5302综放工作面为工程背景,理论分析了浅埋厚煤层顶板及上覆岩层破断失稳机理,利用数值软件对工作面上方覆岩断裂特征和工作面的超前应力分布规律进行模拟分析,得出浅埋坚硬顶板综放工作面强矿压显现规律,并提出了水力压裂来破碎顶板以减低超前压力的控制对策。研究结果表明,浅埋厚煤层综放开采时,煤层覆岩中的关键层对整个工作面上覆岩层的垮落、断裂和移动起主要控制作用,与普通工作面相比,回采时工作面上覆岩层运移更加强烈,导致工作面矿压显现强烈且两带发育高度偏高,分段水力压裂通过破碎顶板能够使得顶板垮落更加充分,能够有效减低工作面超前压力,采空区垮落充填程度更高,采动影响稳定速度更快。