深井松软围岩煤巷采动增跨效应及防控技术

针对深井松软煤巷围岩变形严重、巷道支护困难等问题,以城郊煤矿LW21106工作面沿空巷道为工程背景,建立了采动巷道增跨模型,揭示了采动增跨效应演化机理。通过构建巷道顶板横纵弯曲梁模型,指出顶板横向受力、巷道等效跨度、煤岩强度是巷道围岩损伤破坏的主控因素,提出了采动增跨效应防控对策并进行工业性试验。研究结果表明:受采动影响,巷道经历“初始围岩稳定—围岩裂隙发育扩展—围岩剪切破坏加剧—等效跨度增加”过程;巷道顶板最大正应力与应力集中系数、顶板等效跨度、巷道断面尺寸及埋深成正相关关系;巷道顶板在高应力环境下易发生拉剪破坏,增加顶板锚索数量以及锚索预紧力有利于增强顶板初期完整性。基于巷道变形破坏主控因素,提出“围岩加固–卸压–强化支护”协同防控策略;针对现场条件,采用煤柱侧向切顶+注浆加固并对破碎区域补充锚索强化支护的防控技术。现场监测结果表明,煤柱帮最大移近量为18.89cm,顶板下沉量为25.86cm,两帮移近量为29.65 cm,有效控制了煤巷围岩变形,为深井松软围岩巷道变形控制提供了参考。

松软厚煤层区段煤柱剪切滑块运动机理及协同控制技术

松软厚煤层区段煤柱高、煤壁暴露面积大,加之煤质松软、裂隙发育,强采动作用下极易造成煤柱失稳,巷道维护难度极大。以山西伏岩煤业3号煤层开采为工程背景,基于剪切滑块理论,探究采掘扰动下煤柱变形破坏机理,求解煤柱剪切滑块运动范围及应力分布规律,揭示煤柱侧帮剪切滑块运动机理,提出煤柱稳定性协同控制对策并在现场进行工程实践验证。结果表明:①采用极限平衡理论与叠加理论,确定了煤柱剪切滑块运动范围及煤柱垂直应力分布规律,阐明煤柱剪切滑块安全系数分布规律:0~1.26 m深度,煤柱上部安全系数较小;在1.26~3.95 m处,煤柱中线部分大面积安全系数较小,易受顶板来压破坏。②提出了1种以“注浆加固—锚索强化—切顶卸压”为主体的区段煤柱协同控制技术,煤柱侧裂隙较无支护条件及原支护条件分别减少62.89%和46.26%,巷道围岩完整性大幅提高,形成了强承载结构,有效控制了煤柱变形及底臌。③根据松软厚煤层区段煤柱条件,合理确定了协同控制设计参数,并对煤柱防控效果进行试验监测评估。现场试验结果表明,煤柱裂隙得到充分填充,注浆后煤体强度提高63%以上;巷道位移、锚杆索受力、离层等均在可控范围,表明协同控制技术明显提高了煤柱承载力,回采巷道围岩变形得到有效控制,为工作面安全高效开采提供了空间保障。

单轴压缩下松软煤体波速演化与裂隙分布特征

为研究松软煤体超声波传播规律与破坏特征,选用型煤代替原煤,设定3条波速传播路径,运用MTS岩石力学实验机、PCI-Ⅱ声发射仪开展单轴压缩条件下煤体多路径波速同步监测试验,引入各向异性指数分析波速演化规律;选定3个横、纵向切面,采用CT扫描设备开展破坏特征观测试验,重构破坏后煤体细观几何结构,对比研究二维横纵切面裂隙分布差异性;探讨波速和三维裂隙体积的关系。结果表明:①随轴向应变的增加,平行、垂直加载方向及煤体平均波速均表现出先平稳后降低再平稳的基本规律,波速各向异性指数具有先平稳后增大再平稳的变化趋势;垂直加载方向波速最先下降,且降幅最大。②与纵向切面相比,破坏后煤体横向切面裂隙谱峰占比和裂隙分形维数均较大,裂隙密度较高,裂隙形态也较为复杂。③随裂隙体积的增大,破坏后煤体平均波速大致呈线性降低,单轴荷载作用下煤体内部裂隙扩展以平行加载方向为主,裂隙竖向线状扩展是造成各方向波速和横纵切面破坏特征差异性的主要原因。④与平行加载方向相比,采用垂直加载方向波速求得的损伤变量较大、评价煤体损伤破坏状态也更为可靠。现场采用声波评价煤体破坏状态时,将声波传播路径设置为垂直煤体受载(最大主应力)方向,有利于提高预测失稳事故的合理性。

松软薄煤层条带消突下斜定向钻孔成孔护孔技术研究与应用

针对松软薄煤层煤巷条带消突长距离下斜钻孔,存在成孔难、易钻遇煤层顶底板、积水堵塞瓦斯抽采通道的难题,提出了氮气排渣下斜定向钻进成孔与护孔技术,采用高压氮气排渣、大功率气动螺杆钻具定向、“波浪式”轨迹控制和三层管护孔排水技术,在河南省平煤股份一矿开展现场试验,完成8个孔深超300 m下斜定向长钻孔,煤层钻遇率90%以上,全孔段下三层护排水管,平均下入深度302 m,支管平均抽采纯量1.66 m^(3)/min,平均瓦斯浓度17.5%。试验结果表明:该技术可有效解决松软薄煤层下斜钻孔长距离定向成孔、全孔段筛管护孔和排水的技术难题,提高了钻孔成孔深度和煤层钻遇率,实现了下斜孔全孔段护孔和排水,保障了瓦斯抽采效果,为松软薄煤层煤巷条带长距离消突提供技术保障,在类似地层条件具有广泛的应用推广价值。

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。

含水率对松软煤体波速及破坏特征影响的试验研究

为研究含水率对松软煤体超声波波速与破坏特征的影响,针对不同含水状态型煤试样,采用岩石力学试验机(mechanical testing&simulation,简称MTS)、超声波监测仪,结合图像处理技术(digital image correlation,简称DIC)开展单轴压缩条件下煤体波速、表面形态监测试验,分析波速及变形演化特征;运用计算机断层(computed tomography,简称CT)扫描试验系统进行破坏煤体细观结构观测试验,获取三维裂隙分布形态和特征参数;探讨初始波速和破坏煤体波速随含水率变化规律。研究结果表明:(1)随轴向应变的增加,各含水率下煤体波速均呈现平稳-缓慢下降-急剧下降-再平稳4个变化阶段,且随含水率的增加,波速变化的缓慢下降、急剧和再平稳现象均推迟启动。(2)煤体初始波速及破坏后波速随含水率的增加均先增后减,荷载作用后煤体波速降低值与含水率呈线性关系。(3)随含水率的增加,破坏煤体内部裂隙表面积、裂隙体积及三维分形维数均具有线性增大的变化趋势,煤体由剪切破坏向拉伸破坏转变。(4)微观结构是导致各含水率下煤体初始波速差异的主要原因,而破坏煤体波速由微观结构和细观裂隙分布共同决定。研究结果可为揭示注水煤体声学力学响应特征,防控失稳灾害提供试验依据。

松软煤层钻进钻杆减重降阻机制及应用研究

施工瓦斯抽采钻孔是治理瓦斯危害的必要手段,针对松软煤层钻进因钻杆自重大引起的钻进阻力大、钻进效率低及劳动强度高等问题,提出了优化钻杆结构以减少自重并降低钻进阻力的研究思路,通过设置四翼内凹结构达到减小钻杆自重及降低钻进阻力的目的,并依此设计了四翼内凹刻槽钻杆,兼顾钻杆推进阻力和旋转扭矩损失,建立了钻杆钻进阻力模型,结合ANSYS数值模拟方法对四翼内凹刻槽钻杆进行强度校核分析与参数优化,研制了四翼内凹刻槽钻杆,并进行了现场工业性试验。研究表明:(1)对于100m钻孔深度,四翼内凹刻槽钻杆相对于圆状刻槽钻杆质量减轻了21.88%,在正常钻进时,四翼内凹刻槽钻杆与圆钻杆相比旋转扭矩损失降低了25.10%;与圆状刻槽钻杆相比降低了20.90%。在塌孔10m的情况下,四翼内凹刻槽钻杆钻进阻力相对于圆钻杆降低了51.44%,相对于圆状刻槽钻杆降低了43.65%。(2)对四翼内凹刻槽钻杆进行强度分析与参数优化,结果显示,在常规坑道钻机作用下,钻杆最大应力与内凹深度呈正相关,与壁厚呈负相关,壁厚对于应力的影响大于内凹深度的影响,且在内凹宽度为33mm、深度为4mm、壁厚为11.5mm时,安全系数为1.59。(3)现场工业性试验表明,四翼内凹刻槽钻杆排渣顺畅,强度可靠,钻进深度提高了18.18%,钻进效率提高了17.80%。在保证钻杆强度的前提下、通过钻杆结构创新有效降低钻杆质量,对于降低工人劳动强度、提高钻进效率和成孔率具有显著的效果,为推动复杂地层钻探技术发展提供了新的方法。

松软煤层定向长钻孔钻进技术及应用

针对象山矿井3号煤层受采动影响,卸压瓦斯通过顶底板裂隙释放至保护层工作面及采空区,造成上隅角瓦斯浓度高的难题,结合突出矿井高应力软煤层等复杂地质条件,采用复合钻进与滑动定向钻进工艺,利用ZYL-6000D全方位千米钻机配套螺旋钻杆、YSX18矿用随钻测量系统,采用高压氮气钻进技术,在21315综采工作面施工定向长钻孔进行瓦斯抽采,抽采钻孔使用“三堵两注”两相封孔技术,最终形成松软煤层定向长钻孔钻进控制及钻探工艺技术。试验结果表明,ZYL-6000D全方位千米定向钻机配合高强度刻槽钻杆可提高钻进深度和效率,“三堵两注”两相封孔方法对钻孔周围裂隙进行有效封堵,瓦斯抽采浓度大幅度提升,实现松软煤层定向长钻孔瓦斯治理模块化抽采,为矿井安全高效稳定发展提供有力保障。

松软破碎煤体取制样与剪切试验系统研制及应用

研究松软破碎煤体力学性质对巷道支护和煤与瓦斯突出预测等工作具有重要意义,但当前缺乏有效的松软破碎煤体取样、制样及力学特性分析装置。为此,研发了一套松软破碎煤体取制样与剪切试验系统,主要由取样装置、制样装置和力学特性参数测试系统组成,各部分具有以下主要功能与特点:①取样装置中的单动三管取芯器包含脑袋总成、外管总成及内管总成3部分,内外管间设置稳定环,保证内外管同心,内管总成腔体内部设置衬管用于储存煤心,取芯钻进时内管不随外管旋转;当钻取的煤心充满衬管后,退出取芯器,拆卸取出衬管,将煤心连同衬管一并取出并进行封装。取样装置灵活、轻便、易拆装携带。②制样装置包含脱模仪、切割机、冰箱、热风枪4部分,脱膜仪用于脱去煤心外层衬管,切割机、冰箱和热风枪用于对煤心进行切割、冷冻和热缩;制作标准煤心试件分为打孔润湿、冷冻切割和热缩脱模3个步骤,采用端头局部冷冻切割、脱模与热缩均匀同步等技术,实现多种标准尺寸试件制备,制样方法完善、成功率高。③力学特性参数测试系统包含主体结构、伺服油源控制装置和软件系统3部分,能实现限制性及非限制性直剪试验功能,主要用于开展松软破碎煤体标准试件不同法向应力下直剪试验、不同围压下三轴压缩试验。整体设计结构简单、操作方便。研究利用单动三管取芯器获取松软破碎煤体,利用脱模仪等制样装置将其制备成标准试件,进而在力学特性参数测试系统上分别开展松软破碎煤体标准试件在0.04、0.05、0.06、0.07、0.08、0.09 MPa法向应力下的直剪试验和0.2、0.3、0.4 MPa围压下的三轴压缩试验,并求得两种试验条件下松软破碎煤体的黏聚力和内摩擦角等抗剪强度参数,其中直剪试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.125 kPa和37.2°,三轴压缩试验求得的黏聚力和内摩擦角为0.121 kPa和36.4°。结果表明,该套系统具有较好的实用性和可靠性,为研究松软破碎煤体力学特性提供了较好的试验平台和方法。

松软煤层底板爆破致裂增透模拟试验研究及应用

针对松软煤层爆破增透钻孔施工困难,爆破增透产生的裂隙不发育且易于重新压实的问题,提出在底板岩层开展爆破作业,达到松软煤层增透进而增加瓦斯有效抽采时间的目的。为了监测跨界面应力波传播规律及煤层损伤状况,在实验室构建了物理模型并开展了煤层底板爆破相似模拟试验。同时使用数值模拟的研究方法对煤层底板爆破过程中煤、岩体内部的损伤及裂隙的演化过程进行补充。结果表明:松软煤层底板爆破裂纹沿爆破孔向四周岩体扩展,爆破孔位置和底板煤岩交界面以及煤层内部的破坏较为严重,产生跨界面损伤裂纹。爆炸应力波从松软煤层底板岩层传播到松软煤层时,岩体和松软煤体的交界面产生透射压缩应力波和反射拉伸应力波,透射波作用于松软煤体,使煤层裂隙增加;反射波反作用于岩体,在煤岩交界面形成交叉裂纹,使底板岩层裂隙和松软煤层裂隙贯通,有利于松软煤层的瓦斯垂向运移流动和卸压瓦斯抽采。潘一东煤矿现场应用表明,煤层底板爆破增透后瓦斯抽采纯量及其浓度快速上升,抽采纯量从0.06 m^(3)/min提高到1.46 m^(3)/min,增加了23.33倍;瓦斯浓度从爆破前的10.46%上升到45.50%左右,增加了3.34倍,并且长时间维持在较高水平。研究成果可为深部松软煤层瓦斯高效抽采提供理论基础和技术支持。

深部极松软围岩沿空巷道稳定性控制及应用

针对深部高应力作用下极松软围岩变形量大、破碎程度高、巷道难支护等问题,以丁集煤矿1232(3)沿空巷道为工程背景,采用数值模拟、现场监测和井下试验相结合的方法,对深部高应力极松软围岩沿空巷道破坏特征及阶段性控制原理和技术进行研究。结果表明:随着距巷道迎头距离的不断增大,巷道两帮应力的不对称性逐渐增大,实体煤侧应力峰值为37.18 MPa大于煤柱侧35.21 MPa,1242(3)终采线50 m范围内存在应力集中,最大达33 MPa,巷道围岩塑性区发育程度为煤柱帮大于实体煤帮大于顶底板;从巷道掘进过程中所经历的复杂围岩变化过程,将全巷道划分为5种典型的围岩变化阶段来分析围岩变形破坏特征和破坏机理,揭示了在高应力作用下深部软岩沿空巷道围岩变形量大,在空间上呈现出明显的区域性和非对称性的特征;基于巷道初步设计方案和围岩变形破坏特征,及时有效的调整支护方案,对巷道进行分段式、非对称、区域化综合治理,形成深部软岩巷道围岩控制长效机制,为同类型深部软岩巷道地压治理提供了理论和技术支撑。

松软煤层综采面复合顶板治理措施

张集矿1712A工作面为北一1煤采区首采面,该工作面煤层极软,在回采期间极易冒落,经常出现工作面片帮、漏顶等问题;此外,从两巷掘进现场资料分析,轨顺退尺520m,运顺退尺720m向外掘进期间破夹矸(局部煤线)施工,复合顶板发育。若回采期间破复合顶回采,顶板管理难度小,但对煤质影响大,回收率低。因此有效控制煤壁及托复合顶板回采是工作面安全高效回采的关键。因此,针对张集煤矿1712A工作面煤层松软和复合顶板等问题,提出了煤壁注水和复合顶板超前注浆加固的治理措施,以保证煤壁和顶板稳定性,为工作面安全高效生产提供了保障。

松软厚煤层超高巷道围岩失稳因素分析与控制技术

安阳主焦煤矿2301综放工作面回风巷沿煤层顶板布置,但在回采过程中,存在上端头三角煤损失和巷道底板煤层无法回收问题。为此,提出了回风巷超前底煤回收工艺,但面临着超前超高回采巷道围岩控制问题。支承压力高、煤体软弱、巷道超高和超前架反复支撑等因素导致超高巷道变形严重;结合回收底煤工艺和巷道变形破坏特征,提出了主被动联合支护、强化巷帮支护的控制策略和强力锚网索+超前超高液压支架联合支护方法。采用离散元数值模拟方法,分析了不同支承压力下巷道围岩塑性区、位移和应力场分布特征,验证了支护方案的合理性。现场工业性试验表明,补打锚杆、强化超前支架护帮等措施,能够有效控制巷道片帮现象。采用超高巷道围岩控制方法可多回收煤炭资源2.44万t,直接经济效益2.19亿元,具有较强的技术经济前景。

松软破碎厚顶煤小煤柱巷道围岩控制技术研究

以山寨煤矿3506回风顺槽为工程背景,通过理论分析、数值模拟和现场实践等方法,揭示了松软破碎厚顶煤小煤柱巷道存在围岩变形大、应力高,煤体裂隙发育、围岩稳定性差等特点;提出了“锚杆索高强高阻支护+弱结构卸压”组合围岩控制技术;现场实践结果表明,支护方案优化后,最大顶板下沉量为120.9 mm,最大两帮内缩量为187.4 mm,巷道围岩稳定性得到有效控制,支护效果满足开采生产要求。

强动压松软煤体条件下沿空掘巷护巷煤柱尺寸研究

针对强动压松软煤体条件下综采工作面沿空巷道围岩变形量大、稳定性差的难题,本文以赵庄煤矿5328工作面为研究背景,通过理论计算,得到了沿空掘巷煤柱尺寸的留设范围;然后通过建立数值模拟模型对多种宽度煤柱的围岩应力和塑性区进行分析,确定煤柱的合理尺寸为8 m。现场矿压监测结果表明,留设宽度为8 m的煤柱可以满足工作面安全生产要求。

高应力松软突出煤层定向长钻孔水力冲孔技术研究

为解决松软突出煤层高应力区瓦斯动力灾害问题,以象山矿5#煤21511工作面为研究对象,采用数值模拟、现场考察方法分析了定向长钻孔水力冲孔前后及不同冲孔出煤量的煤体应力变化规律、塑性损伤发育特征和现场实际瓦斯抽采效果。结果表明:冲孔技术显著影响了周围煤体地应力分布,煤体卸压范围和塑性破坏范围大幅提升;冲孔出煤量与钻孔卸压区域半径、塑性破坏区域直径呈正相关关系;冲孔长钻孔单孔抽采量较普通长钻孔提升了23.5%,有效抽采半径平均提高了近12.3%。定向长钻孔水力冲孔技术不仅可远距离治理瓦斯,而且显著提升了钻孔抽采效果,具有技术可行性。

卸压条件下松软煤层水力造穴瓦斯治理技术及效果分析

为探究松软煤层切眼掘进过程中存在的瓦斯抽采效率低,瓦斯异常突出、瓦斯浓度频繁超限等问题,提出了松软煤层中上覆关键层分段水力压裂与煤层水力造穴相结合的立体瓦斯治理方法,借助COMSOL软件,分析了不同覆岩条件和水力造穴间距对于瓦斯抽采的效果。同时,基于山西某矿8003切眼工作面进行现场试验,验证了瓦斯抽采效果,有效解决了松软煤层掘进过程中瓦斯抽采效率低、瓦斯异常突出等动力现象频发的问题,整体提升了松软煤层掘进工作面瓦斯治理水平。

松软围岩巷道高渗透性无机材料注浆加固技术

为了研究高渗透性无机材料在松软围岩巷道进行注浆加固技术,以新景矿15124工作面回风巷为研究对象,通过地面试验及现场试验,分析了注浆材料性能。结果表明,高渗透性无机材料以超细水泥、微硅粉、粉煤灰与减水计组成,按0.73∶0.14∶0.12∶0.01的比例进行配比使用,材料初凝时间约为3 h、终凝时间约为24 h,其注浆时所形成的网络固结体,最终的抗压强度可达到35 MPa。材料颗粒主要为块状和片状,内部孔隙裂隙较少,致密性高,不易与水大面积反应。巷道内使用该材料注浆加固后,巷道深部裂隙宏观裂隙被封堵、离层填平;巷道表面顶底板累计移近量减小了71.95%,两帮累计移近量减小了74.6%。采用高渗透性无机材料加固后,巷道围岩变形效果得到了明显的控制。

特厚松软煤层巷道围岩支护技术研究

为解决特厚松软煤层巷道围岩变形严重,且后期多次修复效果不佳的问题,基于拱-梁耦合支护作用机理,对原支护技术进行了优化设计,通过数值模拟验证了该支护技术参数的合理性。现场工业性试验表明:顶底板最大变形量为17 mm,两帮最大变形量为24 mm,浅部、深部离层量分别累计达7 mm、5 mm,围岩支护效果较好,有效控制了巷道的变形破坏,保证了巷道的长期稳定。

松软煤层用泡沫发生器结构优化及发泡效果模拟

【目的】空气螺杆钻进技术用于松软煤层瓦斯抽采孔钻进,存在粉尘污染严重、钻头寿命低、钻孔净化困难等问题。采用空气螺杆泡沫钻进技术是解决问题的有效途径,拥有良好发泡性能的泡沫发生器是实现泡沫钻进技术的关键之一,但目前大多泡沫发生器无法满足要求。【方法】针对此问题,基于螺旋式泡沫发生器,增设空气动能转化装置,设计了一款小尺寸泡沫发生器。采用数值仿真分析方法,对空气动能转化装置结构设计的合理性和涡轮搅拌段搅拌叶片的安装角度进行了评价和优化。【结果和结论】结果表明:(1)空气动能转化装置能有效驱动泡沫发生器的主轴转动,在0.8 MPa空气压力条件下,叶片平均转速可达621.61 r/min。(2)完成动能转化后,气体可以继续进入泡沫发生器内部,与泡沫基液进行气液混合,达到设计目的。(3)通过混合相的迹线分布、流体域湍流分布、气相分布以及气泡粒径分布等情况对比分析,安装角度为30°的搅拌叶片,其搅拌效率和气液混合效果好。研究成果为空气螺杆泡沫钻进工艺在松软煤层瓦斯抽采孔的成功应用奠定了基础。