极近距离煤层变厚度顶板下部回采巷道综合控制技术

针对三交河矿极近距离煤层采空区下变厚度顶板下部煤巷布置及合理支护的技术难题,通过上部残留煤柱应力扩散分析与提高掘采回收效率考量,确定601首采面两巷采用反向大错距的布置方案。在开展现场巷道顶板窥视、锚固力测试与预紧扭矩转化试验的基础上,提出了适应不同地质条件的煤巷差异化支护方案:架棚-锚杆联合支护、锚杆-锚索支护及锚杆-钢带-锚索支护。在井下实施了两条回采巷道的全进尺支护示范,监测结果表明:掘巷期间锚杆锚索工作载荷快速稳定,预紧力设计合理,围岩最大变形量30mm;回采期间超前巷道顶板最大下沉93mm。相关回采巷道综合控制技术保障了近距离下部煤层的安全高效开采。

基于FTA方法的煤与瓦斯突出危险性评价研究

煤与瓦斯突出事故已被广泛研究,基于FTA方法的突出专项危险评价极少被涉及。依据煤与瓦斯突出综合假说和事故因果理论,本文提出了煤与瓦斯突出概念模型;基于FTA方法构建突出事故树基本模型。以大兴煤矿为工程实例,结合地质构造因素与突出事故树基本模型,建立了大兴矿突出事故树模型,通过最小割集、最小径集与结构重要度的计算,来评价该矿突出路径、危害程度及防治措施,完成煤与瓦斯突出危险专项评价。

煤矿千米深井巷道围岩支护-改性-卸压协同控制技术

针对煤矿千米深井、软岩、强采动巷道围岩大变形难题,以淮南新集口孜东矿350 m超长工作面运输巷为工程背景,分析了巷道围岩大变形、支护构件失效原因;采用理论分析、实验室试验和井下试验方法,从围岩物性劣化、偏应力诱导围岩扩容、软岩结构性流变及超长工作面采动影响等方面,揭示了高地应力与超长工作面强采动应力叠加作用下巷道围岩大变形机理。以此为基础提出千米深井、软岩、强采动巷道支护-改性-卸压协同控制理念,采用数值模拟对比研究了无支护、锚杆支护、锚杆支护-注浆改性、锚杆支护-注浆改性-水力压裂卸压4种方案巷道围岩应力、变形及破坏规律,阐述了巷道支护-改性-卸压协同控制原理。研发出CRMG700超高强度、高冲击韧性锚杆支护材料,研究揭示了锚杆受拉、剪、扭、弯及冲击复合载荷作用的力学响应特征;开发出微纳米无机有机复合改性材料及配套高压劈裂注浆技术;研发出分段压裂水力压裂卸压技术与设备,形成了巷道支护-改性-卸压协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿示范巷道支护-改性-卸压布置方案与参数,并进行了井下试验与矿压监测。监测结果表明,巷道围岩协同控制技术应用后,巷道变形量降低50%以上,锚杆、锚索破断率降低90%,工作面采动应力明显减小,有效控制了千米深井、软岩、强采动巷道大变形。最后,对下一步的研究工作进行了展望。

千米深井软岩大巷围岩锚架充协同控制原理、技术及应用

针对煤矿千米深井高应力、软岩大巷围岩强时效大变形难题,以中煤新集口孜东矿软岩大巷为工程背景,根据井下实测数据与支护状况,分析了不同支护方式下巷道围岩大变形、支护构件破坏与失效特征。采用理论计算得出U型钢支架在均布载荷和不同类型集中载荷作用下的垂直反力、水平推力及弯矩,揭示了充填体对提高U型钢支架发挥其承载能力的作用机制;采用数值模拟分析对比了锚网喷、锚网喷+钢管混凝土及锚架充3种支护方式控制围岩变形与破坏的效果,阐明了千米深井软岩大巷锚架充协同控制原理。在引进与自主研发的基础上,形成了包括支护材料与构件、充填材料与系统、自动架棚机、单轨吊巷道锚杆支护平台的锚架充协同控制技术。基于上述研究成果,提出口孜东矿软岩大巷锚架充协同控制方案与参数,并进行了井下试验与推广应用。结果表明,锚架充协同控制技术能够有效控制千米深井软岩大巷围岩大变形,特别是强流变,保持巷道长期稳定。与原支护相比,巷道变形量降低90%以上,同时节约了巷道维护成本,为千米深井软岩大巷围岩控制提供了一条有效的途径。最后,对锚架充协同控制技术下一步研究工作进行了展望。

冲击载荷作用下锚固围岩损伤破坏机制

为研究冲击地压巷道锚固围岩损伤破坏特征,以实际发生冲击失稳的巷道为例,分析了冲击载荷作用下锚固围岩动载响应特征,现场测试了冲击载荷作用后围岩损伤、锚固界面损伤及锚固性能,对比分析了冲击载荷前后锚杆力学性能。研究结果表明:冲击载荷作用下,巷道锚固围岩和锚杆与锚索受反复压拉压作用,导致锚固系统锚固性能降低与失效;冲击载荷作用后,巷道围岩节理、裂隙发育,完整性差且强度大幅降低,锚固性能劣化或失效;锚杆支护材料性能降低,杆体延伸率降低13. 8%,抗拉强度降低6. 6%,冲击吸收功降低24. 3%,锚杆产生塑性变形,晶粒扭曲、畸变,微观金相组织紊乱。采用锚固注浆、高预应力全长锚固以及高强度、高伸长率、高冲击韧性锚杆与锚索联合支护,可以有效提高冲击载荷作用下巷道围岩的稳定性。

工程测量数字化绘图软件设计

结合沈阳大学ZMS 7.8软件系统采用VB调用CAD的过程,提出了工程测量数字化绘图软件设计的方法与步骤.

水力压裂裂缝空间转向特征三维数值模拟研究

水力压裂技术广泛应用于煤矿坚硬顶板控制、冲击地压防治和低渗煤层增透等领域,而岩体水力压裂裂缝空间转向规律尚未完全厘清。为探究岩体水力裂缝空间转向扩展特征,采用三维数值模拟手段研究地应力、排量、流体黏度、天然裂缝、缝间诱导应力的影响效应。结果表明:裂缝转向主要发生在最大主应力法平面,随着中间主应力与最小主应力之差增加,裂缝朝中间主应力方向转向,且偏转程度逐渐加剧;提高排量或流体黏度将促使裂缝沿初始方向扩展;水力裂缝穿越天然裂缝呈绕道穿越和直接穿越两种典型模式,天然裂缝仅在局部范围内阻碍水力裂缝扩展,相交后水力裂缝仍沿最大主应力方向继续扩展。多条裂缝同时压裂时,裂缝易受诱导应力的干扰发生空间扭转,中间裂缝偏转程度最为剧烈;多条裂缝分段压裂时流体返排,诱导应力干扰效应显著降低。地应力场主导水力裂缝三维扩展方位,其他因素仅在局部范围内产生次级效应。研究结论可为煤矿井下水力压裂工程提供借鉴。

矿区地质动力区划趋势面分析的可视化软件系统

地质动力区划是矿区防治多种地质灾害的新方法。基于趋势面分析理论和3次样条插值函数及VB调用CAD二次开发成图技术,构建了地质趋势面分析的可视化软件系统。综合矿区地质地形图、震中分布图、地下勘察及地应力测量结果,软件系统可有效区划出活动断裂,从而为煤矿开采设计与瓦斯动力事故等灾害预防提供科学理论依据。

煤炭资源型城市防灾减灾体系探究

阐述了地质动力区划理论与方法,利用该理论对城市防灾减灾问题进行地质力学方面的研究和城市采煤沉陷区的抗变形抗震建筑设计研究,并形成煤炭资源型城市防灾减灾体系.依据该体系可有效预测和防止城市多种灾害的发生.

近距煤层下分层回采巷道支护与监测分析

近距煤层上层煤开采时,下部煤层工作面顶板受到上部煤层采动而产生变形甚至破坏,造成下部煤层开采过程中其顶板管理、巷道布置和支护、回采工艺等方面均具有一定特殊性。采用理论分析、数值模拟对平朔二矿下组煤层B1103首采面回采巷道进行了支护设计,通过现场监测分析验证了巷道支护的良好效果。

复合顶板沿空巷道煤柱宽度优化及围岩控制技术研究

复合顶板沿空巷道在回采扰动下,煤柱尺寸选取时应充分考虑其顶板结构的特殊性,巷道支护设计时应更注重复合顶板的控制,并尽可能增加巷道护表面积。以新源煤矿2203轨道平巷为研究对象,在理论计算最小煤柱尺寸范围在6.07~7.12m的基础上,通过数值模拟研究采动影响下不同尺寸煤柱受力及变形特征,得出区段煤柱为8m时,一次回采扰动后煤柱中部仍有弹性核心区,支护加固后可以保证二次回采超前动压影响下的巷道安全性,煤柱承载能力得到较大提升。研究成果在新源煤矿2203轨道平巷进行了工业性应用,围岩控制效果较好,保障了工作面的安全顺利生产。

超深保护层开采巷道围岩控制技术研究

华丰煤矿1300 m超深保护层回采巷道稳定性控制是影响矿井安全高效生产的关键问题。基于现场地质力学综合测试、围岩非均匀性破坏机理研究,提出了超高强热处理预应力锚杆-锚注联合支护方案。研发了700 MPa级超高强热处理锚杆,其破断强度达850 MPa,冲击吸收功达100 J,并首次在1300 m埋深煤矿巷道进行了工业性试验。开展了巷道锚杆支护力、顶板四点离层与围岩钻孔应力等多参量变化在线监测,分析得出:超深巷道在爆破开挖扰动下,距离掘进工作面80 m后围岩整体变形基本稳定,但围岩深部应力仍然长期蠕变且呈现大幅值增降循环规律。试验结果表明,相比较于同巷顶板全锚索支护方式,锚杆⁃锚注联合支护下回采超前段巷道变形量整体降低了50%,掘进支护效率提高了20%。

深埋留巷矿压的煤柱尺度特征数值模拟分析

为解决长沁矿区稀缺煤炭资源区段煤柱设计及留巷强烈动压难题,通过数值模拟计算探讨了4种不同煤柱宽度下,经受两次回采动压的留巷变形破坏及围岩压力分布规律。研究表明,5 m煤柱时所受采动影响最大,留巷超前高应力主要作用在实体煤侧,留巷断面回缩率超过45%,且一次采动后煤柱已完全屈服。8 m煤柱所受采动影响有所减弱,且采动应力分布发生突变,留巷超前高应力转移到上采空区残留煤柱侧,这有利于留巷围岩控制;留巷变形显著降低,最大降幅40%。15 m、25 m煤柱矿压分布规律不同于以上小煤柱,支承压力曲线由单峰值抛物线型向双峰值马鞍型转变,煤柱安全稳定性增大,但资源浪费明显。通过结果对比提出了8~15 m窄煤柱留巷试验的可行性。

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明:深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100~250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20~22m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。

基于三维应变动态监测的大采高综采面区段煤柱留设综合试验研究

基于理想弹塑性力学理论计算、FLAC3D数值模拟分析与多处矿区工程实践,得到宁东试验矿井现采区段留设的40 m煤柱宽度明显偏大。采用现场综合试验,监测受工作面采动影响前后,16组空心包体三维应变的实时增量、不同煤柱宽度（10 m,20 m）试验巷道的围岩应力与变形动态变化。试验结果表明：40 m宽度煤柱内存在明显的低应力增量弹性核区,该区域是巷道布置的有利位置;试验采面侧向支承压力的超前影响范围约45 m,随着采面推进,本区段40 m煤柱内采动应力峰值逐步由侧壁向其深处传递,第一主应力增量逐渐衰减;10 m煤柱宽度试验巷道的平均变形小于20 m煤柱巷道。综合以上理论计算与井下试验监测结果,确定出试验工作面特定区段煤柱设计的合理宽度范围（8.9～12.5 m）,从而为类似地质采矿条件下区段煤柱宽度设计提供经验指导。

锚杆拱形托板承载力试验与分析

为深入认识拱形结构对钢托板力学特性的影响,及其与不同锚杆匹配的承载适用性,基于球壳结构弹性力学与极限平衡分析构建了2种拱形托板承载力理论关系式,结合工程实践详细论述了其中5个影响参数。采用实验室加载试验研究了不同板厚、不同拱高的方形托板承载力与变形特征。结果表明:托板承载力与钢板厚度、拱高与拱底圆直径之比呈正增长关系;试验承载力较好地验证了理论计算式的适用性;此外,调向球垫尺寸与强度对托板承载与支护的充分发挥非常重要。综合以上研究与煤炭行业标准,提出常用锚杆规格与拱形托板尺寸的合理匹配表,以供矿山支护工程参考使用。

特厚煤层小窑破坏区域工作面复采巷道围岩控制技术研究

通过采用包括地面物探、井下电磁法探测、巷道超前探测在内的综合探测技术,对矿井9煤小窑破坏区域进行详细探测。考虑到矿井9煤特厚煤层工作面两巷与小窑破坏区域的空间位置、围岩结构状况的不同,分别采用包括"超前预注浆+架棚支护"、"高预紧力强力锚网支护+工字钢棚复合支护"等方式,对小窑影响区域的巷道进行支护与加固。现场试验表明,经过支护与加固的小窑破坏区域巷道段,成功抵抗了煤层复采期间的各种压力,巷道围岩保持了良好的稳定性,实现了特厚煤层小窑影响区域残留煤炭资源的安全复采。

地质构造影响煤与瓦斯突出的FTA方法分析

依据煤与瓦斯突出综合假说和事故因果理论,提出了煤与瓦斯突出概念模型;基于FTA方法构建突出事故树基本模型。以大兴煤矿为工程实例,结合地质构造因素与突出事故树基本模型建立大兴矿突出事故树模型,通过最小割集、最小径集与结构重要度的计算来评价该矿突出路径、危害程度及防治措施,完成煤与瓦斯突出危险专项评价。

深井沿空掘巷围岩变形破坏特征及控制技术研究

针对深井高应力软岩巷道变形量大、变形持续时间长、巷道难支护等问题,以口孜东矿沿空巷道为工程背景,通过现场调研、地应力测试、矿物成分分析及巷道围岩力学性能测试等手段,揭示高地压、强扰动是巷道产生大变形破坏的主要动力源,低抗载性围岩破裂加剧了巷道围岩的结构风化和强度劣化,加剧了巷道扩容变形,构成巷道产生大变形的主要内因;巷道断面不合理,支护强度低,加剧了巷道围岩扩容变形,构成巷道大变形的主要外因。从巷道破坏模式方面分析巷道5种典型变形破坏特征及发生机制;通过现场观测,揭示巷道表面变形的空间非对称性、不同深度围岩变形的跳跃性,以及巷道围岩内部结构劣化的非均匀性和跳跃性;总结了巷道大变形机理是高应力驱动下塑性区劣化后的围岩产生显著的流变与强烈的扩容变形,加速了巷道的变形失稳。提出口孜东矿沿空掘巷以“高预应力主动支护、注浆改性加固、强帮护顶”为核心的沿空掘巷支护技术,现场监测表明,该支护方案可有效控制深部高应力软岩巷道变形。