大西沟铁矿露采境界内空区顶板安全厚度研究

大西沟铁矿露天开采安全受原地下开采残留空区的影响。为确保境界内台阶开采的安全,采用4种理论计算方法和数值模拟,确定不同跨度采空区的顶板安全厚度,建立顶板安全厚度与采空区跨度的函数关系,对境界内采空区进行分类,并结合采空区顶板安全厚度确定其处置时机。研究结果表明,采空区顶板安全厚度随跨度增加呈二次函数增长,露采境界内已探知的5个空区均为简单易处理的Ⅰ类空区。当前阶段应在1343.9 m标高对2个采空区进行处理,未来应在1368 m标高对2个采空区进行处理,在1356 m标高对1个采空区进行处理,处理手段均为爆破崩落。研究结果为大西沟铁矿境界内采空区的安全处置奠定基础。

厚硬顶板刀把形采空区下综放工作面冲击地压机制研究

不规则的开采空间结构可增大煤矿冲击地压危险,研究多煤层复杂开采空间结构下工作面冲击机制对煤炭资源安全采出具有重要意义。综合采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,研究了某矿井W1123综放工作面的动静载分布特征,分析了冲击显现机制,提出了针对性的防冲措施并进行现场应用。结果表明,上覆刀把形采空区和厚硬顶板综合作用下W1123工作面动静载分布具有区域性特征,当工作面仅受到刀把形采空区的“刀柄”作用或同时受“刀柄”和“刀身”作用时,工作面中下部和区段煤柱静载集中、动载扰动剧烈,工作面回风巷围岩也存在动静载集中,且距离刀把形采空边界越近则围岩动静载越高;仅受“刀身”作用时,工作面回风巷围岩静载集中受动载扰动。工作面静载集中区和动载扰动区重合,动静载叠加造成冲击显现。依据刀把形采空区结构特征,W1123工作面回采期间冲击类型依次为强动载型、高静载强动载型、高静载型。数值模拟和现场监测揭示的冲击危险区与理论分析结果一致。针对W1123工作面静动载分布特征,优化设计了冲击地压防治措施,增大了厚硬顶板处理高度和破碎程度、增加了工作面运输巷煤体爆破和煤柱切顶以降低顶板和煤体应力和能量集中;优化措施实施后,工作面微震事件日均能量总体下降54%,大能量事件大幅减少,冲击地压危险显著降低。该研究结果可为相似条件矿井的冲击地压防治提供借鉴。

房柱式采空区顶板破坏失稳机理研究

针对房柱式采空区失稳致灾问题,以榆林某矿房柱式采空区遗留煤柱为研究背景,采用理论分析、物理相似模拟、数值分析等研究方法,对房柱式采空区顶板失稳机理进行研究。研究结果表明:矿井采空区遗留煤柱稳定性安全系数为1.54,考虑煤柱在顶板长期载荷作用下发生蠕变作用,最终会发生大面积失稳;房柱式采空区煤柱破坏失稳诱灾影响因素包括煤体物理力学性质、风化作用、开采方式、积水浸蚀、蠕变作用等5种因素;房柱式采空区顶板灾变演化为“由点及面”的破坏规律,顶板由破坏到失稳分为初步破坏阶段、破坏扩展阶段、破坏加剧阶段及彻底失稳阶段4个阶段;采空区彻底失稳时煤柱应力峰值为15.08 MPa,应力集中系数为3.92,顶板下沉位移为392.44 mm。

基于综合支护的磷矿采空区顶板保护方法研究

为解决磷矿巷道顶板节理发育复杂、顶板破碎度高、稳定性差的不足。通过对巷道顶板进行分级、分类管控并利用锚网索综合支护工艺方案,实现了对磷矿采空区顶板的可靠防护。根据实际应用表明,在进行支护方案优化后,能够在不影响磷矿回采效率的条件下把巷道顶板变形量降低88.4%,提升了磷矿采空区顶板的稳定性。

采空区顶板“三带”研究在煤矿安全生产中的作用探析

开展采空区顶板“三带”研究可为煤矿安全开采设计及防控灾害风险提供重要的技术支撑和依据,对煤矿安全生产具有重要的现实作用和意义。结合工作实践,以开展“三带”研究工作的必要性为目的,探讨了“三带”研究的主要内容及相关技术方法。分析了“三带”研究在煤矿安全生产中的重要作用,认为“三带”研究的作用主要体现在高位瓦斯抽采关键层位优选、预防顶板水害防隔水煤(岩)柱确定、顶板控制及地质预测预报等方面提供基础技术参数和依据,并提出了“三带”研究注意事项及改进建议,为深入“三带”研究提供了一定参考。

二分层采空区下掘进支护设计优化应用

柴里煤矿23下607东运输巷沿底板在3下煤中掘进,3上煤已开采完毕,传统的支护工艺为工字钢架棚支护。针对采取工字钢架棚支护工艺,在回采期间工字钢支护顶帮变形量大,两巷维护困难,需长期由修复区队挑顶扩帮,回采速度慢,安全性较低等情况,柴里煤矿根据该段巷道中矸厚度不均的特点,掘进期间采取了锚网支护、锚网支护和架棚支护交替进行、锚网架棚复合支护、架棚支护四种有效可靠的支护方式。经过实施,掘进和回采期间和其它巷道效果对比,实现了回采期间的支护有效,达到了快掘、降低成本的目的,应用效果良好,具有推广可复制性。

巷道掘进过采空区超前探测及治理技术研究

为实现小煤窑开采采空区范围精准探测并提高采面煤炭资源采收率,提出采用定向长钻孔对采空区范围进行探测,并依据探测结果确定2201工作面回采巷道位置。对超前探测钻孔布置方案进行设计,并分析探测结果。结合2201回风巷布置位置,对巷道掘进过采空区时采用的治理技术进行分析。通过对采空区范围进行探测并针对性提出采空区治理措施,为2201工作面回采巷道位置布置、采面煤炭高效回采以及巷道安全掘进等创造了良好条件。

沿空掘进巷道与邻近采空区外错硐室贯通排放瓦斯技术实践

以纳林河二号矿井31120回顺掘进工作面与31121采空区外错硐室贯通为研究对象,采用超前水平钻孔接入压风管路作为进风、仰斜钻孔内安装套管伸至硐室顶板作为出风置换排放瓦斯,防止贯通时31121采空区瓦斯大量涌出至31120回顺掘进工作面或外错硐室,利用夜间掘进工作面气压高于采空区气压进行掘进贯通,并且,贯通后及时喷涂快速密闭材料、封堵漏风裂隙等特殊技术与方法,有效地解决了采空区外错硐室的瓦斯排放难题,为煤矿沿空掘进工作面揭露采空区外错硐室排放瓦斯提供了宝贵的技术和经验。

多夹层顶板综放工作面采空区自燃“三带”划分

采空区遗煤自燃属于煤矿重要灾害。为探究其自燃“三带”分布规律,以高家窑煤矿5203综放工作面为研究对象,采用实验室测定煤相关自然发火特性参数,现场布置运输巷与回风巷两侧的温度与气体采集系统,Fluent模拟采空区风流速度等方法,对5203综放工作面“三带”进行了划分。结果表明:以温度为划分标准的“三带”范围与氧气浓度划分的范围相近,以氧气浓度划分的散热带宽度为17.0~21.2 m,自燃带宽度为66.7~74.6 m,窒息带宽度大于83.7~95.8 m。Fluent模拟的散热带宽度为18~22 m,自燃带宽度为64~73 m,模拟结果与实测自燃“三带”范围相近。并结合5#煤层最短自然发火期计算出工作面最低推进速度,研究结果可为矿井安全生产提供保障。

集中煤柱与采空区下复合顶板大采高开采矿压规律研究

对于集中煤柱与采空区下松软煤层复合顶板大采高开采工作面,其煤壁及顶板稳定性较差,开采过程中经常发生煤壁片帮、架前冒顶事故。以新元煤矿9104工作面为研究对象,采用现场实测、数值模拟、观察统计等方法对复合顶板大采高工作面在集中煤柱与采空区下矿压规律进行研究,结果表明:(1)集中煤柱区下支架压力严重偏低,顶板来压极不明显,煤壁片帮与顶板漏冒严重;采空区下工作面支架压力较高,顶板来压十分明显,安全阀开启频繁,煤壁与顶板完整性相对较好;(2)集中煤柱下顶板峰值应力集中系数为1.53~1.92,平均为1.65,集中煤柱边缘区下、采空区下平均顶板应力降幅分别达到82.2%、95.7%。

地下矿山采空区群治理方案优化研究

为加强绿色矿山建设,需对地下采空区进行有效治理,由于采空区治理的影响因素较多,治理方案的优化选择尤为关键。以某地下矿山采空区为治理对象,其采空区具备空间分布不规则和采空区距地表较近,有地表塌陷风险等两个特征。通过运用FLAC3D数值分析软件,对冒裂带破坏范围、冒落空气冲击波和冒落区范围等进行数值模拟和理论计算综合分析,判断了采空区的稳定性状况,确定了采空区治理方案。该矿山采空区治理方案的优化选择可为类似矿山采空区治理提供一种新的解决思路。

不同结构顶板垮落带及采空区孔隙率分布规律研究

【目的】垮落带直覆下采煤破碎顶板注浆改造工程与采空区垮落带密切相关,故准确掌握煤层开采垮落带形成特征以及其孔隙率分布规律对于合理确定注浆量及注浆范围具有重要意义。【方法】基于FLAC3D软件通过建立模型以及选取合适的边界条件与参数对单、双煤层垮落带和孔隙率分布规律进行研究。【结果】四种情况下的垮落带发育形状均呈“圆拱形”,四周低且向中部平缓过渡;采空区各类型岩层顶板下沉量分布呈“碗形”,四周下沉量较小,中部下沉量达到最大;四种情况下的采空区垮落带孔隙率分布均呈“平底锅形”,采空区四壁孔隙率值较大,中部孔隙率值较小,且从四壁向中变化较快;在四种顶板结构下,孔隙率最大值均在采空区四壁。【结论】研究成果为运用FLAC3D软件在模拟不同覆岩结构下的垮落带形成特征及孔隙率的分布规律提供了参考。

再生顶板条件下煤自燃危险区域空间分布特征

为避免煤层开采过程中再生顶板遗煤自燃,明确其内部流场特性,探究煤自燃危险区域动态特征,以山东某矿再生顶板遗煤自燃特性分析为例,采用数值模拟方法,对比分析采空区及再生顶板在不同风量下的漏风特征,并结合再生顶板结构特性,基于氧气质量分数与漏风速度复合指标,采取投影叠加判定新方法,确定煤自燃危险区域范围。研究结果表明:采空区深度小于60 m时,氧气质量分数逐渐减小,60 m后氧气质量分数不再受风量影响;而再生顶板氧气质量分数分布具有非对称性,在回风巷尾端会形成一个“三角形”中空区域。采空区在倾向上20~40 m范围内发生漏风回流,而再生顶板漏风速度分布呈“U”型对称分布。采空区煤自燃危险区域变化特征与氧化带相类似,而再生顶板煤自燃危险区域范围主要分布在靠近进风巷中部及回风巷前中部内侧区域,且随风量的增加,危险区域面积逐渐增大并逐渐向尾部延伸。

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。

充填体荷载作用下金属矿山采空区顶板稳定性分析

针对如何提高研究区深部矿体采矿活动安全性的问题,通过理论计算方法和数值模拟计算法对采空区顶板的稳定性进行了分析。结果表明,厚跨比理论、载荷传递交汇线理论和结构力学梁理论求得的采空区顶板安全厚度基本一致,具有较好的线性变化关系,获得采空区顶板安全距离为10.0~18.0 m(采空区跨度为20 m);通过数值模拟极端后,确定了研究区顶板的临界破坏厚度为12.5 m,最终确定了采空区顶板的安全厚度为15 m。此时,采空区的水平方向最大的位移量可达28.2 mm,垂直方向上最大下沉量可达368 mm;采空区开挖后的最小主应力为-1.42 MPa,最大主应力为-6.7 MPa。

房柱式采空区顶板垮落冲击对下层煤开采的影响评估研究

为了研究上层煤房柱式采空区顶板失稳垮落后对下煤层开采的影响,以某矿3-1煤层房柱式采空区下5-2煤层长壁综合机械化开采条件为研究背景,采用理论分析、数值模拟、实测数据对比等手段,分别对房柱式采空区顶板垮落冲击荷载及其在底板内的影响深度、下层煤开采覆岩破坏高度进行分析,并以上层煤顶板垮落冲击荷载影响范围是否波及下层煤开采覆岩破坏范围为判据评价上层煤对下层煤开采的影响程度。研究方法及判据可为类似条件房柱式采空区下煤层下行开采影响评估提供有益借鉴。

基于板壳理论的采空区顶板稳定性分析及应用

金厂河铅锌铜多金属矿主采区矿石资源消耗过快,D采区为主要补给矿块,铅锌品位低,充填掘进工程量多,充填难度大、成本高。针对金厂河铅锌矿D采区现存问题,运用弹性理论建立板壳结构力学分析模型,研究采空区顶板经历两次冒落而趋于稳定,计算分析不同方案下的采空区顶板的初始冒落高度分别为11~38 m、26~58 m、41~87 m,后续稳定冒落高度可达1.5~2.0倍采空区跨度。同时,依据采场参数和松散体特性,分析冒落67~100 m即可自然挤压冒落拱底板。为防治地表错裂塌陷,提出及时废石充填空区挤压临时矿柱,增强矿柱支撑能力和限制空区大范围冒落。以此设计空场法、留矿柱空场法和空场适时充填不同开采方案,通过空区顶板初始冒落高度、矿柱承载数值、回收矿量对比,推荐空场适时充填方案可保证D采区安全开采。

采空区疏放水后人工造膜隔氧抑制煤自燃技术研究

为有效解决采空区疏放水后遗煤易自燃问题,实验室研制了一种基于疏放水工程来应用的新型有机高分子隔氧成膜材料,测试了其扩散性与成膜性能,结果表明:当成膜基料∶成膜助剂∶分散剂质量比为3∶4∶2时,材料在水面扩散性最佳,成膜时间约4.9 min,成型隔氧膜可完整覆盖煤样。此外,通过相似模拟实验与程序升温实验测试其应用与阻燃效果,结果表明:材料能有效覆盖煤样隔绝氧气,降低耗氧速率与CO,C_(2)H_(4)生成量,且在220℃时对CO的阻化率可达到84.01%。

近距离煤层采空区下掘进探放水技术应用

在近距离煤层采空区下掘进时,由于层间距较小,导水裂缝带受采动影响将发育到上覆煤层采空区,采空区积水将成为直接充水水源,对掘进安全造成威胁,国能神东煤炭集团有限责任公司石圪台煤矿掘进22上102主运巷道掘进期间,通过运用钻探和物探技术,探明了采空区积水位置和积水范围,估算出了采空区积水量,并采用疏放水方式成功放出上覆采空区积水13.77万m^(3),极大地缓解了掘进压力,保证了安全掘进。

顶板高位定向长钻孔采空区瓦斯治理关键影响因素研究

针对顶板高位定向长钻孔抽采效果不稳定,无法满足工作面瓦斯动态涌出治理需求等问题,为进一步提高钻孔全生命周期抽采效果,提升“以孔代巷”可替性和普适性,以理论分析、数值模拟、现场试验相结合的方法开展研究,通过研究确定了钻孔施工目标层位,得出了钻孔布置层位、抽采参数及回采期间工作面瓦斯涌出的变化规律,分析了顶板高位定向长钻孔有效治理采空区瓦斯的关键影响因素,可为顶板高位定向长钻孔进一步优化设计和提高抽采效果提供参考。