Study of the features of outburst caused by rock cross-cut coal uncovering and the law of gas dilatation energy release

To study the law of gas dilatation energy release of rock cross-cut coal uncovering face, according to the analysis of the physical parameters distribution features of coal and rock mass in front of crosscut face,the equations of elastic potential of coal and gas dilatation energy theory were set up to process a contrast calculation of the sizes of two kinds of energy. The results show that gas dilatation energy is the uppermost energy source causing outburst occurrence. Furthermore, the mathematical model of spherical flow field gas dilatation energy release was established and MATLAB software was applied to make a numerical calculation analysis on the law of gas dilatation energy release. The results indicate that the gas dilatation energy is closely related to gas parameters and its energy index does reflect the possibility of coal seam outburst.

急倾斜特厚煤层冲击地压防治探索与总结

急倾斜特厚煤层开采顶板破断运动复杂,应力和能量演化规律特殊,在深部“三高一扰动”影响下,冲击地压防治不容乐观。基于某矿2016年冲击地压事故后急倾斜特厚煤层水平分段开采冲击地压防治经验,从急倾斜特厚煤层水平分段开采冲击地压发生机理、瓦斯突出与冲击地压综合防治和冲击地压管理详细介绍了该矿7年来急倾斜特厚煤层冲击地压防治经验。冲击地压发生机理方面,建立了顶板岩层倾斜悬臂梁模型,揭示了顶、底板覆岩结构破断失稳演化过程,划分了夹持煤体受力状态分区,提出了急倾斜特厚煤层冲击“夹持理论”。瓦斯突出与冲击地压综合防治方面,基于冲击地压灾害控制解危技术的强度弱化减冲理论,结合原有防突措施体系,提出了既能防冲且对防突有利的解危措施,形成了某矿瓦斯/CO_(2)突出-冲击地压“双防”技术体系,建立了适用于某矿急倾斜特厚煤层水平分段开采的冲击地压防治体系,以钻屑量和瓦斯吸解值验证了瓦斯突出防治的强度保障,同时以加强实施卸压措施工作面的微震事件分布及各能级总频次和能量对比,论证说明了卸压方案防治效果的有效性。冲击地压管理方面,形成了预测评价、监测预警、治理预防、效果检验、安全防护和教育培训“六位一体”综合防治架构,基于《煤矿安全规程》和《防治煤矿冲击地压细则》等各项规定,制定了Q/YJMD-—FC 0104-2022《窑街煤电集团有限公司煤矿冲击地压防治第四部分:冲击地压防治技术规范》。

基于瞬变电磁法的煤层风氧化带探查

煤层风氧化带的发育对煤矿的生产组织和安全回采影响巨大,针对准格尔煤田东部隆起带煤层风氧化带圈定的技术难题,研究了瞬变电磁法探查煤层风氧化带的可行性。首先对研究区正常地层与煤层风氧化区的电阻率测井曲线进行了分析,总结了正常区与煤层风氧化区的电性差异,并以电阻率测井曲线构建了煤层风氧化区地电模型;然后采用MAXWELL软件对理论模型的瞬变电磁响应进行了数值模拟,发现在煤层风氧化区瞬变电磁反演电阻率断面表现为浅部低阻层变厚、低阻异常幅值减小的异常特征,可以以此来圈定煤层风氧化区的分布范围;最后在数值模拟的基础上,在串草圪旦煤矿开展了现场试验,结合钻探情况对试验数据从瞬变电磁反演电阻率断面和平面2个角度进行了分析,结果表明瞬变电磁法探测划分风氧化带是可行的。

基于穿层钻孔声波远探测有限元方法的煤岩界面成像

小型地质构造是造成煤与瓦斯突出事故的主要因素,小构造的精准探测是亟需解决的关键问题。煤岩界面高精度探测是查明小构造,实现透明工作面的基础。声波远探测技术具有探测范围大、分辨率高、可成像等优点,能够实现对煤岩界面的精准识别。为此,提出了基于穿层钻孔声波远探测的煤岩界面探测技术,通过在井下穿层钻孔内布置声波远探测仪,采集孔周煤岩分界面产生的阵列波形,并利用反射波信息反演获得煤岩界面成像图,进一步结合钻孔群,实现工作面的整体勘察。首先,利用COMSOL Multiphysics软件构建出煤系单极远探测数值模型;然后通过模型正演分析全波信号与波场快照的全时空变化规律;最后对远探测声波数据进行反演实现煤岩界面的偏移成像。正演结果表明:模型中煤层的纵波波速比顶底板岩层慢1.2 km/s左右,声波在煤层中传播时能量衰减得更快,同时声波穿过煤岩界面时会出现主频的漂移;当测点趋近于仪器从底板岩层向煤层过渡的位置时,直达波的变化特征为幅度的骤降与声时的增大,而界面反射波的特征为时间-深度域中倾斜同相轴的斜率改变。对采集到的波形数据进行滤波、波场分离、反射波增强、偏移成像四个步骤完成模型反演,成像结果与原始模型相似度高,煤岩界面倾角误差0.6°、煤厚误差0.212 m,穿层钻孔远探测声波有限元方法可以有效地反演出煤岩界面的位置和形态特征。该研究可为声波远探测技术应用于穿层钻孔煤岩界面识别提供基础理论支撑。

石门揭煤局部防突措施研究进展及展望

随着矿井开采深度的增加,瓦斯突出问题日益凸显,如何快速安全地进行石门揭煤,是保障煤矿安全生产的重要目标。选取中国知网数据库中近30年相关文献为样本,基于图谱分析法,分析了石门揭煤局部防突领域中的研究热点;对防突措施的研究进展和不足之处进行了系统探析,分析发现低温冷冻技术从降低煤层储能及提高煤体强度2个角度实现防突。煤与瓦斯突出事故的发生是煤层储能失稳后突破了煤体抵抗能力导致的,基于目前局部防突领域存在的技术难题以及人工冻结存在的不足,结合智能化技术,提出智能“钻-抽-注”一体化措施,通过信号基站及局域网络进行实时监控及预警,实现精准防突;通过建立多物理场耦合模型、理论分析及工程实践验证3方面相结合,掌握冷冻条件下煤岩体瓦斯赋存状态及运移规律,为低温冷冻技术在石门揭煤局部防突中的应用提供理论依据;借助智能液氮冻结系统,实现“一孔多功能”,为石门揭煤局部防突工作提供新的选择和支持,从而快速、安全揭开突出危险性煤层。

松软破碎厚顶煤大跨度切眼变形破坏特征与控制技术

安阳主焦煤矿大断面切眼常采用被动支架沿顶布置,围岩变形量大、易漏冒,工人劳动强度大。针对上述问题,采用数值模拟方法研究了裂隙发育、位移和应力分布与切眼跨度之间的关系,提出了围岩控制策略和支护方案。结果表明,随着切眼跨度的增大,围岩塑性区范围逐渐增加,顶板以剪切滑移或拉剪破坏为主,两帮以泊松效应膨胀拉伸—剪切破坏为主;顶板下沉量、巷帮内挤和底鼓量均逐渐增大;顶煤、直接顶和基本顶部分岩层逐层渐次移动,顶板部分区域出现较大的裂隙,冒落拱以上深部顶板发生整体移动;巷道顶底板中有害拉伸应力区域范围呈现拱形分布,且逐渐增大。根据切眼围岩变形破坏特征,提出了高强度、高刚度、高预紧力的强力支护和被动单体液压支柱补强的主被动联合支护方法。现场工业性试验表明,切眼围岩得到了有效控制,可为类似裂隙发育托顶煤大断面切眼围岩控制提供参考。

穿越煤系地层隧道预留岩墙破坏力学行为与安全厚度研究

为研究穿越煤系地层隧道在瓦斯压力和地应力作用下的力学行为变化,以贵州的天成坝隧道的瓦斯煤系地层为工程案例,通过相似模型试验搭建三维试验物理模型,分别研究预留岩墙在2种不同隧道跨度下的力学行为变化,并与数值模拟相结合研究不同因素下隧道开挖岩墙厚度变化规律。结果表明:1)隧道开挖改变了围岩的原始应力状态,在隧道掌子面前方的岩墙出现应力集中,且隧道在开挖后掌子面一侧的应力卸载使竖向应力和水平应力差值最大。2)隧道所在的地质环境相同时,预留岩墙上部垂直地应力越大,隧道的开挖跨度越大,预留岩墙的厚度越小,预留岩墙发生破坏失稳的可能性越大。3)隧道开挖过程中,预留岩墙垂直应力与位移监测点竖向位移同步变化;垂直应力达到峰值时,竖向位移变形最大;随后垂直应力减小,竖向位移变形趋于稳定;垂直应力突变导致预留岩墙破坏,位移量急剧增大。4)建立不同瓦斯压力、不同围岩等级、不同隧道跨度情况下的数值计算模型,通过正交试验法,设计8种不同工况,得到不同因素组合下预留岩墙厚度的变化规律;最后通过多因素回归分析法,拟合得到最小预留岩墙厚度的计算经验公式。

厚煤层大断面沿空巷道变形破坏机理及控制技术

针对沿空巷道受多次采动叠加影响极易发生变形失稳破坏的难题,以某矿1505W工作面厚煤层综放开采工作面为研究背景,综合采用理论分析、现场实测、数值模拟等多种研究方法探讨分析了沿空巷道围岩失稳破坏机制,并提出了围岩“浅部、深部、表层”控制方案。现场试验结果表明,提出的控制方案能够使巷道浅、深部围岩形成统一的整体,有效抑制了沿空巷道围岩变形,提高了巷道的稳定性。

极薄煤层半煤岩巷道切顶成巷矿压规律研究

针对禾草沟二号煤矿1105工作面回风巷出现的矿压显现异常、支护困难等现象,结合矿井实际情况,确定采用沿空留巷支护技术。通过数值模拟和现场实测相结合的方法对切顶成巷矿压规律进行研究,研究结果表明:切顶留巷后,巷道顶板垂直应力明显下降,工作面回采过程中,顶板应力变化呈单峰分布,工作面超前支承应力影响范围大于60 m,工作面侧向支承应力影响范围约为60 m,当工作面回采到90 m时,巷道顶板垂直应力变化达到最大。根据矿压监测结果,薄煤层切顶爆破之后,恒阻锚索受力明显减小,成巷效果良好,恒阻锚索和巷道围岩变形均呈现“稳定—快速—缓慢—稳定”的变化趋势。巷道顶底板最大变形位置为巷道中部,顶板在工作面回采110 m后达到稳定状态,底板在工作面回采80 m后达到稳定状态。

基于薄煤层开切眼的锚网索联合支护研究与应用

为提高薄煤层工作面回撤速度,更加安全高效地实现薄煤层工作面的开采。以平煤二矿己17-23010开切眼为对象,研究该开切眼开采前后顶板的破坏机理,并探索锚网索联合支护下开切眼巷道的支护效果。研究表明,开切眼顶板岩体的失稳源于开采扰动的影响,在轴向力和岩体自重的双重影响下发生失稳破坏;与传统的棚式支护相比,锚网索联合支护能极大提高薄煤层开切眼的安全性并提高开采效率,因此建议在薄煤层开切眼中推广采用该种支护。

南阳煤业大断面巷道支护方案设计及应用

针对南阳煤业3#煤层厚度大、回采巷道断面大、支护困难等问题,采用理论分析、数值模拟的方法,确定了合理的巷道支护方案,并在3302轨道巷进行现场试验。对3302轨道巷巷道围岩变形量、顶板离层量及锚杆受力进行实时监测。现场监测数据显示,巷道围岩变形量不大,顶板无离层、失稳风险,锚杆受力状态良好,可有效约束巷道围岩变形。

新鸿发煤矿薄煤层采煤工作面切顶卸压留巷技术

以贵州地区薄煤层、高瓦斯采煤工作面回采为工程背景,为了提高采面煤炭资源采收率、缓解矿井采掘接替紧张局面以及降低巷道掘进成本,提出将切顶卸压技术应用到回采巷道留巷中。结合新鸿发煤矿1k302运输巷现场地质条件、布置情况等,介绍了薄煤层工作面切顶卸压留巷的施工工艺等,并通过监测顶板下沉情况,分析切顶卸压留巷效果。工程应用表明,在1k302运输巷采用的切顶卸压留巷技术方案效果显著,留巷段顶板最大下沉量控制在146.4 mm以内,留巷效果显著,为矿井煤炭安全高效回采创造了良好条件。

缓倾斜中厚煤层切顶卸压沿空留巷支护应用

以文家坝一矿110606运输巷沿空留巷为工程背景,采用经验公式计算、数值模拟、工程实践、矿压监测等方法,进行沿空留巷预裂爆破切顶卸压,巷内补强支护方案的设计及应用研究。通过理论分析得到预裂切顶钻孔垂高为7.7 m,孔深为8.0 m时,冒落矸石可将采空区充满,设计详细的巷内补强及采空侧挡矸支护方案。运用FLAC^(3D)数值模拟,研究围岩变形与顶板岩层离层量,结果表明,切顶及巷内补强支护方案可行。工程应用期间进行综合矿压监测,留巷围岩变形量在较低水平,巷道围岩整体稳定,锚索承载能力仍有较大富余,可实现沿空巷道的长期安全稳定,取得较好留巷效果。

大断面煤巷掘进支护参数优化及作业滞后距离研究

为解决大断面煤巷支护难度大且效率低,导致采掘比例不协调进而影响煤矿生产效率的问题,在对工作面地质和现支护方案所存在问题分析的基础上;基于FLAC3D软件对不同支护方案对应工作面围岩的稳定性进行对比,确定采用方案二对支护方案进行优化;最后,在实施层面对掘进工艺和支护作业的滞后距离进行确定,实践表明,采用多工序交叉平行作业可直接提高掘进效率25.3%.

近距离采空区下大断面切眼支护技术应用

以9101采煤工作面为工程实例,该采面切眼跨度为8 m,且上覆为8^(#)煤层采空区及煤柱。切眼拟采用分次掘进方法施工,首先掘进巷道宽度4.5 m,后刷扩3.5 m;在掘进期间,通过探测切眼顶板与上覆8^(#)煤层采空区层间距,再设计切眼顶板支护方案;现场应用后,切眼顶底板、巷帮变形量分别为60 mm、73 mm,实现了近距离采空区下大断面切眼围岩变形有效控制。

特厚煤层大断面软岩巷道底鼓治理措施与效果

以斜沟矿特厚煤层大断面软岩巷道反复强底鼓工程实际为背景,综合运用理论计算与现场监测方法,结合巷道底板岩层特性,判断巷道底鼓类型,引用巷道极限平衡理论,计算得出巷道极限平衡区最大深度为11.05 m,设计“双应力壳-梁”控制巷道底鼓措施。现场应用的监测结果表明,采用新的控制措施后,巷道底鼓量最大为17.49 cm,巷道底板围岩控制措施取得较好效果。

隧道穿越突出煤层预留安全岩柱失稳分析方法

针对隧道穿越突出煤层掌子面前方预留安全岩柱极易发生失稳破坏,导致煤与瓦斯突出的重难点问题,基于突变理论分析,综合运用Polynomial分布函数和二分法,提出了一种判别隧道穿越突出煤层预留安全岩柱失稳的分析方法。根据总势能原理,建立岩柱失稳尖点突变模型,推导出岩柱失稳力学判据;结合围岩塑性屈服区体积突变判据,建立岩柱稳定性预测模型,得到岩柱稳定性判别式,并依托工程实例验证分析。结果表明:隧道穿越突出煤层预留安全岩柱稳定性与岩柱的弹性模量E、厚度L、垂直地应力N、开挖面等效高度H密切相关;基于屈服体积突变判据建立的岩柱稳定性预测模型和失稳力学判据合理可行;岩柱稳定性判别结果与现场施工情况一致,验证了所提出的预测方法与失稳判据的合理性及准确性,具有工程实用价值。

某矿工作面厚煤层大断面巷道围岩控制技术研究

2311综放工作面所在煤层平均厚度为9.74 m,巷道断面面积为24 m^(2),巷道断面大且位于厚煤层中,支护难度大。为研究2311综放工作面切眼原支护措施稳定性,运用数值模拟,研究了巷道围岩位移量分布云图,对原支护措施进行优化。结果表明:原支护措施下巷道围岩最大位移量为448 mm,主要变形区域为巷道顶板,支护强度不足;通过增加锚杆、锚索密度,提高锚固强度;通过对优化的支护措施进行了31 d监测,结果显示顶板最大位移量为100 mm,支护强度足够。

高瓦斯厚煤层综采工作面推进速度影响下的瓦斯运–储区交叉融合机理

裂隙结构具有复杂性和不规则性,对上覆岩层卸压瓦斯的运移和储集具有决定性影响。为了确定高瓦斯厚煤层综采工作面推进过程中瓦斯运移区和储集区交叉融合的动态变化对瓦斯赋存的影响以及在不同推进速度下上覆岩层中的瓦斯运储规律,采用二维物理相似模拟实验分析覆岩裂隙分布特征和瓦斯运–储区的几何变化规律,探究不同推进速度下运–储区随周期来压交叉融合的变化特征,并以工作面推进速度为关键参数,建立瓦斯运–储区的推速效应量化表征模型,揭示推进速度影响下瓦斯运–储区的对称周期性构建机制。结果表明,瓦斯的运–储区内外边界和运–储交界分别位于裂隙开合度和贯通度的突变区域,随着推进速度的增大,运–储区边界从采空区中部向两侧缩减;随着工作面推进,瓦斯储集区逐渐过渡成为运移区,两区域范围相互交叉融合,整个过程中运–储区在循环“构建—破坏—构建”,最终形成完整的对称椭圆抛物带状的覆岩裂隙场;裂隙熵的变化随工作面的推进先增大后减小,裂隙率的变化随工作面的推进分别经历了2次增大和减小,表明瓦斯运移区和储集区随工作面推进呈“初次形成—交叉融合—区域分离扩大”的动态变化;此外,在采动裂隙椭抛带理论的基础上,构建瓦斯运–储区推速效应量化表征模型,建立瓦斯运–储区边界及状态判定流程,揭示推进速度影响下的瓦斯运–储区交叉融合演化机理和对称形态的周期性构建机制,为研究采空区卸压瓦斯分布和实现瓦斯富集区定向精准抽采提供指导。