Stability analysis of longwall top-coal caving face in extra-thick coal seams based on an innovative numerical hydraulic support model

The relationship between support and surrounding rock is of great significance to the control of surrounding rock in mining process.In view of the fact that most of the existing numerical simulation methods construct virtual elements and stress servo control to approximately replace the hydraulic support problem,this paper establishes a new numerical model of hydraulic support with the same working characteristics as the actual hydraulic support by integrating numerical simulation software Rhino,Griddle and FLAC3D,which can realize the simulation of different working conditions.Based on this model,the influence mechanism of the supporting strength of hydraulic support on surrounding rock stress regulation and coal stability in front of the top coal caving face in extra thick coal seam were researched.Firstly,under different support intensity,the abutment pressure of the bearing coal and the coal in front of it presents the “three-stage”evolution characteristics.The influence range of support intensity is 15%–30%.Secondly,1.5 MPa is the upper limit of impact that the support strength can have on the front coal failure area.Thirdly,within a displacement range of 2.76 m from the coal wall,a support strength of1.5 MPa provides optimal control of the horizontal displacement of the coal.

Numerical analysis of coal-gas flow and pressure relief on the mining method of extreme short-range protective strata

The coal-gas existing condition was ameliorated in the coal seams prone to coal-gas outburst adopting the mining method of protective strata.The gas volume and the gas pressure were reduced synchronously in the protected coal seam,and the coal seam of high permeability prone to the coal-gas outburst was changed into that of low perme- ability with no proneness to the coal-gas outburst.The D_(15)coal seam was treated as the protective strata,and the D_(16-17)coal seam was treated as the protected strata in the Fifth coal mine in the Pingdingshan Coal Mining Group.The distance between the two coal seams was 5 m averagely,clarified into the extreme short-range protective strata.The numerical analysis was based on the theory of the porous media flow with the finite ele- ment method.The gas flow process and the change mechanism of the coal-gas pressure were analyzed in the process of mining the protective strata.

急倾斜巨厚煤层复杂空间结构区微震时空演化规律及诱冲机理

煤矿冲击地压灾害的发生与空间结构密切相关,尤其在复杂空间结构区灾害发生更频繁。掌握煤层开采复杂空间结构区煤岩灾变规律并揭示其发生机制对于冲击地压防控具有重要意义。以乌东煤矿为研究背景,采用数值模拟、微震监测、理论分析等方法,研究了岩柱应力异常尺寸效应,分析了复杂空间结构区微震时空演化规律,揭示了复杂空间结构下冲击地压发生机理,评估了煤层开采不同区域的冲击危险性。研究结果表明:①急倾斜岩柱厚度更窄、出露高度更大其撬动效应更强,岩厚变异应力异常形成5个分区。②岩柱厚度更窄区域微震频次更多,能量更高,时空活动度更强,离散性更高。高应力区、应力梯度区、应力平稳区依次呈现“低频次-高能量”、“高频次-高能量”、“低频次-低能量”的微震响应特征。③特殊空间结构区域微震事件簇集且能级增大,时空活动度及离散性陡增,尤其在结构边缘该特征更明显,能量积聚及释放速率增大,冲击地压发生的概率及强度更高。位于岩柱更窄区域的特殊空间结构内微震活动更剧烈。④岩柱厚度越窄(煤柱高度越大)则岩柱向深的弯矩及能量增长速率越快,冲击危险性更高。依据结构面强度效应推断出断裂带发生滑移错动,是能量积聚与释放的优势区域。揭示冲击地压发生机理为高静载及低临界载荷共同作用,基于应力集中特征评估煤层开采不同区域的冲击危险性。

极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制方法研究

极近距离煤层传统长壁开采,受上层遗留煤柱和采空区垮落等因素的影响,下煤层开采过程中应力环境复杂、矿压显现剧烈,易诱发巷道围岩大变形。为解决上述问题,提出了极近距离条件下巷道定向切顶–约束高强支护无煤柱自成巷控制方法。通过顶板定向预裂切顶,主动改变顶板悬臂结构,切断采空区向巷道顶板的应力传递。充分利用矿山压力和岩体碎胀特性,取消煤柱留设,结合高强支护加强巷道顶板整体性,共同实现切顶自成巷。建立了极近距离煤层开采覆岩结构模型,计算了下煤层切顶自成巷巷旁支护阻力。以典型极近距离煤层为工程背景,开展了不同开采方法的数值试验对比研究,结果表明,提出的自成巷控制方法使巷道围岩应力降低59.8%,巷道顶板变形减少70.8%,并明确了极近距离煤层开采无煤柱自成巷控制机理。在此基础上,开展了典型极近距离煤层工程设计及现场应用研究,结果表明该方法有效降低了矿压显现程度,保证了自成巷的安全稳定控制。

基于SMOTER和极限学习机的瓦斯浓度预测

瓦斯灾害一直是制约煤矿安全生产的重要因素。准确地预测出未来一小段时间瓦斯浓度的变化趋势,能够有效避免煤矿安全事故的发生,为瓦斯灾害防治和煤矿安全生产提供参考信息。大部分时间的瓦斯浓度都处于正常的水平,造成原始的瓦斯浓度数据集分布不平衡。论文提出了一种基于SMOTER和极限学习机(ELM)的瓦斯浓度预测方法。首先通过关联性函数将数据集划分为稀有值集和常规值集,然后通过SMOTER算法生成稀有值样本来处理不平衡数据集,最后利用平衡后的数据集训练ELM瓦斯浓度预测模型。该方法通过SMOTER算法来处理回归任务的数据不平衡问题,使得训练出的瓦斯浓度预测模型在稀有值样本上也能准确地预测。通过与现有的方法进行对比实验,结果表明论文方法的预测误差更小。

煤矿井下人员精确定位系统四最值轨迹回放方法研究

人员轨迹回放是煤矿井下人员精确定位系统的重要功能。针对煤矿精确定位系统数据量巨大,导致轨迹回放时存在计算时间长或改用读卡器轨迹回放等问题,提出了煤矿井下人员精确定位系统四最值轨迹回放方法;该方法以UWB(超宽带技术)精确数据与GIS(地理信息系统)地图为基础,考虑人员经过读卡器的不同方式,采用四最值抽稀算法,抽取左侧最大、左侧最小、右侧最大、右侧最小4个关键数据点,对轨迹回放方法进行对比。四最值轨迹回放方法对比全数据计算、区域数据计算等方法,具有计算速度快、轨迹精确等特点。

极近距离煤层三面临空下分层煤柱留设方法研究

针对极近距离煤层三面临空下分层煤柱留设问题,以众维煤矿下分层12052工作面作为研究对象,采用理论分析、现场试验、数值模拟相结合的手段;重点分析了极近距离分叉分层开采难点、煤柱留设原则及影响因素,校核了不同高宽比煤柱强度,研究了不同宽度煤柱应力、塑性区演化规律。结果表明:校核之后煤柱极限强度分别为9.91、11.44、12.95、14.52、16.21 MPa;随着煤柱宽度的增加,应力峰值逐渐降低;煤柱宽度大于12 m时,应力曲线呈现“马鞍形”,当煤柱留设16m时,弹性核区宽度不小于煤柱宽度的2倍,围岩变形小,巷道完整性较好。研究成果为相似地质条件下的煤柱宽度留设提供理论参考。

浅埋极薄煤层无煤柱开采覆岩运移与地表损伤特征研究

为了探究浅埋极薄煤层切顶卸压无煤柱开采与常规留煤柱开采覆岩运移与地表损伤区别,以子长矿区浅埋极薄煤层为背景,基于关键层理论,得到了硬岩破断距及覆岩的垮落高度临界值的计算公式,结合3DEC数值模拟及现场试验,对比分析了无煤柱开采与留煤柱开采条件下浅埋极薄煤层覆岩运移破断及地表损伤特征,确定了极薄煤层覆岩两带高度。结果表明:当工作面回采达到60 m时,两带发育高度基本稳定,当大于60 m时,工作面后方覆岩裂隙由开裂逐渐闭合,裂隙区随工作面回采向前方移动,两带高度稳定在24.6~27.7 m;相较于常规留煤柱开采,切顶留巷无煤柱开采方式下覆岩呈连续移动变形,可有效修复煤层开采工作面两侧非连续移动变形导致的覆岩裂隙及地表损伤裂缝,消除了常规留煤柱开采方式下相邻工作面间区段煤柱两侧覆岩裂隙,现场观测较好地验证了该结果。

弱化浅层岩体防治急倾斜特厚煤层冲击地压研究

急倾斜特厚煤层受其特殊的地质、应力和开采技术条件影响,冲击地压防治方法与一般煤层存在较大差异。将理论推导、数值模拟、现场监测等方法相结合,研究了急倾斜特厚煤层的岩层弯曲和煤层能量积聚特征,提出了弱化浅层岩体防治急倾斜特厚煤层冲击地压的方法,得到了防冲关键参数,并进行了工程应用。研究结果表明,急倾斜特厚煤层岩层弯曲时内部岩体破裂释放能量是动载的主要来源,采空区两侧围岩转移、传递至煤层的水平集中应力是静载和能量积聚的主要来源;防治急倾斜特厚煤层冲击地压应弱化工作面浅层岩体的应力传递能力,来降低传递至工作面的动载扰动强度以及转移、传递至煤层的水平集中应力。基于此提出了通过浅孔爆破措施弱化急倾斜特厚煤层浅层岩体的防冲方法。现场工程应用表明,矿井补强浅孔爆破后,工作面微震事件总能量降低了42.38%、总数量增大了471.74%,说明工作面的能量释放由大能量剧烈释放逐渐转为小能量平缓释放,且未再发生过冲击显现,冲击地压危险得到有效控制。研究成果可为类似条件矿井防治冲击地压提供参考。

特厚煤层动压巷道小煤柱护巷技术应用

以A特厚煤层煤矿39204工作面为例,介绍一种适用于特厚煤层动压巷道的小煤柱护巷技术。采用FLAC3D数值模拟软件对特厚煤层动压巷道围岩应力分布及变形情况进行仿真分析,结合小煤柱动压巷道控制理论,设计了特厚煤层小煤柱动压巷道控制方案,并将该方案应用于A特厚煤层煤矿工程实践,确认所提出的特厚煤层动压巷道小煤柱护巷技术具有较强的可行性。

基于覆岩破断特征的极薄煤层工作面支架工作阻力确定

延安子长矿区极薄煤层分布广泛,因赋存煤炭为稀缺配焦煤,回采价值较高,但该矿区未有过开采极薄煤层的先例,开采过程中面临支架选型不合理的问题,且国内在该方面的研究成果较少,因此,以禾草沟二号煤矿极薄煤层综采工作面为背景,通过数值模拟、理论分析等研究了极薄煤层综采工作面顶板覆岩结构破断特征及其演化过程,建立了采场顶板岩梁断裂前后力学解析模型,获得了极薄煤层综采工作面直接顶周期破断距,确定了合理支架工作阻力。结果表明:极薄煤层工作面开采初期顶板垮落后会较快的对上覆岩层形成支撑,至顶板极限跨距后,直接顶与基本顶周期破断,且基本顶破断位置位于直接顶破断线前方,两者间存在离层空间,共同回转下沉;工作面液压支架主要受直接顶回转载荷作用,其作用载荷为3 980.89 kN,确定支架选型为ZZ4000/6.5/13D四柱支撑掩护式液压支架;现场应用后,可以有效发挥支架支护性能,满足采场围岩控制要求。研究成果为国内极薄煤层开采工作面支架选型提供了一定的参考。

贺西矿近距离煤层采空区下巷道布置与围岩控制技术研究

为提升极近距离煤层巷道的稳定性,改善巷道的支护效果,解决极近距离单一煤层开采采场及巷道锚网支护围岩稳定性问题,本文针对贺西矿3316工作面运输顺槽为工程背景,采用FLAC 3D数值模拟软件,探究煤层开挖巷道应力重分布以及塑性区发育状况,并优化巷道支护参数,对地质条件相类似的工作面巷道布置具有参考借鉴意义。

特厚煤层综放工作面支架阻力的研究

综合机械化放顶煤开采技术是一种针对比较倾斜和厚实的煤层实现安全、高产、高效的开采技术。综放工作面液压支架作为重要的顶板支撑装备,其支护强度能否平衡回采工作面顶板压力是综放工作面安全、高效、高产的关键。通过分析现场地质条件、矿压观测数据,总结矿压显现规律,计算液压支架支护阻力,实现特厚煤层放顶煤开采工作面液压支架选型。

极近距离煤层群下煤层开采巷道支护技术研究

极近距离煤层群开采导致下煤层顶板破坏严重,支护难度增大。为了研究下煤层巷道顶板支护最佳方案,以甘庄煤矿11和14号煤层开采为背景,通过岩石力学实验、现场窥视和理论计算得到了巷道的理论支护方案,采用数值模拟的方法对理论支护参数进行模拟分析,并在现场展开监测。研究表明,14号煤层理论计算支护参数为锚杆φ18 mm×2 000 mm的螺纹钢,间排距1 200 mm×1 100 mm;锚索φ15.24 mm×4 000 mm的钢绞线,间排距为2 400mm×1 100 mm,根据巷道垂直应力和垂直位移云图得到最优支护方案,并进行现场监测验证。该研究为后续巷道的支护提供了理论依据,并为类似地质条件提供了一种解决方案。

极薄煤层端头支架与巷道围岩数值模拟

根据双阳煤矿极薄煤层巷道地质条件,设计了极薄煤层端头支架,分析并计算该支架主要承受的静载荷、动载荷、冲击载荷;运用3DEC软件分析极薄煤层巷道在有、无极薄煤层端头支架支护条件下围岩应力云图以及支护过程中受力曲线,从而确定合理的工作阻力。数值模拟结果表明:在水平、垂直应力场中巷道围岩应力减少20%;确定极薄煤层端头支架工作阻力为3 000 kN;支架随距离不断增加,受力整体趋势增加。

煤矿极软煤层注水防尘技术应用实践研究

以A煤矿为例,介绍一种极软煤层注水防尘技术。通过该技术进行注水防尘时,需要根据煤矿极软煤层特点选择最佳的注水工艺,合理设置注水,并设计最佳的注水参数。通过该注水防尘技术的应用,可大大降低极软煤层空气中的粉尘率,提高降尘效果,有利于构建更加安全的井下作业环境,确认该注水防尘技术的应用价值。

极近距离煤层群不同层间距下回采巷道支护技术研究

针对高家庄煤矿极近距离煤层群采空区下方4201工作面轨道巷掘进过程中,由于层间距不断变化,导致局部顶板破坏严重、裂隙发育等问题,采用理论计算和现场实测方法研究底板最大破坏深度和层间距变化规律,将顶板层间距大小划分小于2.8 m、2.8~3.8 m和大于3.8 m三个支护分区,分别制定了工字钢架棚+锚杆支护、短锚索网支护和长短锚索网支护3种支护方案。现场应用结果表明,4201轨道巷掘进期间顶板完整性提高,围岩变形量小于100 mm,满足使用要求。

特厚煤层开采坚硬顶板覆岩结构及其演化特征分析

特厚煤层开采形成了大空间采场,坚硬顶板断裂扰动波及范围广,工作面来压具有强矿压特征,尤其当煤层顶板“见方”开采期间,采场矿压作用更加强烈。据此,采用现场实测和物理三维相似模拟方法,探讨了特厚煤层开采覆岩扰动高度及坚硬顶板断裂特征。首先基于现场实测研究分析了覆岩破断失稳规律,实测结果表明,特厚煤层开采过程中,煤层顶板存在超前断裂现象。伴随工作面的推进,顶板初始运动主要是围绕断裂线近区基点旋转下沉,滞后工作面一定距离;地表岩移观测结果表明,特厚煤层顶板分层构成顶板群组并产生组合运动,具有层位运动特点,且伴随工作面推进,层位顶板运动存在阶跃现象。基于地表裂缝形态及钻孔多点岩移观测反演,揭示了特厚煤层开采过程中的顶板断裂及运动特征,认为特厚煤层开采覆岩扰动高度大,坚硬顶板断裂具有转向特征,伴随煤层开采推进,由低位顶板层位的横向“O-X”断裂逐渐向高位硬岩的纵向“O-X”断裂转向;特厚煤层坚硬顶板开始发生断裂转向的临界位置即所谓的煤层开采“见方”区,合理解释了工作面开采的“见方”来压现象;高位顶板纵向断裂尺寸大,扰动影响范围广,是诱发采场强矿压的主要因素,确定了特厚煤层采后覆岩“低-中-高”层位结构的合理性,为大空间采场大小周期及强矿压显现的准确解释提供了依据。