深井高应力腐蚀环境下锚杆强度劣化机理及预测

煤矿深部开采除了面临“三高一扰动”之外,还面临井下腐蚀性大气和高应力、强扰动等因素共同形成的高应力腐蚀环境,井下大气腐蚀环境等级能达到CX(极高腐蚀)级。以山东巨野煤田深部矿井为工程背景,首先分析了深井开采高应力腐蚀特征及影响因素,对锚杆杆体材料开展实验和理论研究,揭示了高应力腐蚀环境下锚杆强度劣化机理,推导了杆体强度劣化理论模型。①通过对杆体材料开展SEM、腐蚀SSRT和加速腐蚀实验发现:腐蚀会造成杆体材料的断后伸长率和断裂时间的衰减,相较于惰性条件分别减少了8.22%和8.34%;随腐蚀率增加,材料破坏形式由韧性破坏向脆性破坏转变,区域腐蚀类型逐渐由点蚀发展为均匀腐蚀。②结合实验结果、电化学理论与非均匀腐蚀模型,引入Pruckenr温度影响因子,推导出杆体材料强度劣化时变模型。深入探究该模型中服役环境温度T、杆体截面半径R和杆体材料常温腐蚀速率V_(h,298K)对杆体服役寿命的影响发现,R与服役寿命呈线性正相关;T和V_(h,298K)与服役寿命的关系表现为服役寿命衰减程度随影响因素水平升高而减小。③结合实验结果与锚杆防冲吸能原理,对巷道锚杆支护极限抗冲能力进行计算分析。结果表明,随锚杆腐蚀率增加,锚杆吸能减少,可抵抗最大震级降低,巷道动力失稳灾害发生风险增加。

大采高工作面覆岩运动与煤壁片帮规律

为探究大采高工作面顶板运动规律及煤壁破坏机理,建立3种不同采高的UDEC数值模型,分析采高和支架护帮板位置对顶板垮落步距、形态及煤壁破坏深度的影响,建立煤壁滑移破坏力学模型。研究结果表明:初次来压步距受采高的影响较小,均为45 m,周期来压步距随着采高的增大而减小;大采高工作面由于垮落矸石无法充满采空区,顶板易形成悬臂梁结构;采高增大会增大煤壁片帮的风险。计算得出了大采高工作面煤壁能承受的最大顶板压力,给出了煤壁滑移破坏判据。通过建立不同护帮板位置的数值模型,确定了8.8 m大采高工作面的护帮板最佳支护位置。提出了增加护帮板水平推力和支护面积的煤壁控制方法,现场应用该方法使煤壁稳定性得到了有效提升。

深井煤矿高地温高瓦斯浓度下TBM安全掘进关键技术研究

本文以陕西高家堡矿井西区辅助运输大巷项目为背景,对高地温高瓦斯浓度下巷道安全掘进施工展开了深入研究。文中针对高地温提出了考虑多条件的掘进工作面需风量计算方法,并为局部通风机的选型提供了指导;针对高瓦斯浓度问题,提出了可快速安装的施工监控系统;针对潜在的冲压问题,制定了微震监控系统和冲压防治措施,确保TBM在高温高瓦斯环境下实现安全高效施工,为TBM施工积累了丰富的经验,可以为未来类似工程提供有益参考。

煤矿大采高工作面片帮冒顶诱因分析及控制技术研究

厚煤层大采高工作面回采过程中时常发生片帮冒顶事故,在周期来压期间更为严重。以沙曲矿24208大采高工作面为工程背景,综合运用现场监测、理论分析和数值模拟等方法,分析造成工作面片帮冒顶的主要诱因,提出相应的防范和控制措施。结果表明,直接顶的垮落对工作面影响明显,支架载荷增大,与基本顶来压时的支架载荷相近,引起工作面不同程度的片帮冒顶;支架支护强度、截深和推进速度是造成大采高工作面片帮冒顶的主要影响因素,提出了增大支架支护强度和初撑力、控制截深和加快推进速度的防治措施,同时将劳动制度由原来的‘六—六—十二制’改为‘四—六制’,有效改善了工作面的顶板下沉和片帮冒顶情况。

煤矿巷道掘进中高强支护技术的应用研究

随着中国社会经济与现代科技的飞速发展,各行业领域对煤炭能源的需求量不断增加,煤矿开采技术也得到了一定的改进和优化。但是,伴随着当今煤矿开采深度的持续加大,煤矿开采环境变得更加复杂,尤其是煤矿巷道掘进工作的开展很容易受到煤岩和地质结构的综合影响,无法确保煤矿开采的效率和质量。基于此,以一煤矿工程为例,简要阐述煤矿巷道掘进工作面的变形特征和影响因素,深入研究煤矿巷道掘进中高强支护技术的应用策略,希望能为相关从业者提供一些具有参考价值的建议。

高应力软岩巷道非对称变形规律及围岩控制技术研究

为了缓解高应力软岩巷道围岩变形严重的问题,以西部某煤矿区某软岩巷道为研究对象,在分析其工程地质概况的基础上,开展了高应力软岩巷道非对称变形规律及围岩控制技术研究,分析了煤层倾角对巷道非对称变形规律的影响,提出了采用改性树脂类注浆材料进行注浆加固的围岩控制方案,并进行了现场应用。结果表明:煤层倾角的变化对巷道顶板、底板及左右两帮的位移量影响较大,进而使巷道产生非对称性变形的现象;改性树脂类注浆材料能够显著提升目标高应力软岩巷道岩石的强度,起到良好的加固效果;目标高应力软岩巷道采用注浆加固措施60 d后,顶板、底板及左右两帮的位移量均比较小,围岩巷道变形现象得到了较好的缓解,现场应用效果较好。

基于谱元法的三维高精度全波形反演及其在煤矿巷道的模拟实验研究

为解决复杂地质条件下的煤层探测问题,开展了针对采煤工作面的巷道三维弹性波全波形反演技术研究。首先,基于GPU/CPU并行异构算法实现谱元法高效、高精度正演模拟;其次,通过正演波场和伴随波场的互相关计算模型参数的梯度,应用拟牛顿L-BFGS二阶最优化算法和线性搜索算法迭代更新模型参数,构建高分辨率地下三维弹性速度结构模型。主要针对煤层特征,创新性地构建多目标函数(如旅行时和包络目标函数)和多波(如直达体波和槽波)联合反演策略,理论上降低了反演的多解性和非线性。最后,通过设计不同的三维煤矿巷道地质模型,使用提出的算法与技术反演得到高分辨率的三维速度模型,验证了本次研究可以对煤矿工作面内的陷落柱和起伏煤岩界面识别,说明了理论算法和技术的有效性。

复杂地质条件下采煤掘进高强支护技术的研究

高强支护技术具有稳定性高、经济性好、适应性强等一系列优势。屯兰矿12401工作面回风顺槽工程在复杂地质条件下联合应用了多种高强支护技术,建立了施工全过程的风险管理系统,充分发挥了围岩自承载功能,取得了较好的效果。

煤矿高温多湿掘进巷道制冷负荷计算及降温技术

针对煤矿掘进工作面高温多湿的问题,对掘进工作面热量分布规律展开研究,对比分析焓差法和西格玛热差法计算供风量;基于此,科学制定机械制冷降温方案,并采用数值模拟方法对降温效果进行了验证。结果表明:西格玛热计算供风量较传统焓差法更为精确,可以为高温热害巷道提供更合理的供风方案,具体为22.4 kg/s,即1041.6 m^(3)/min;RWK350空冷器在常见的10 m与15 m^(2)种风筒出口位置均可实现有效降温,满足《煤矿安全规程》规定的要求,改善掘进巷道热环境。

高强支护技术在煤矿掘进中的应用研究

煤矿巷道掘进过程中,采用合适的支护技术维持巷道的稳定性十分重要。在一些特殊情况下,传统的支护技术难以满足巷道变形控制的需要。为此,需要采用高强支护技术。首先,分析了高强支护技术的类型,主要有可缩性支架支护技术、注浆支护技术、锚杆锚索联合支护技术和混凝土墙支护技术;其次,分析了高强支护技术在巷道掘进中的应用情况,主要包括防止巷道冲击地压、控制软岩巷道大变形和维持动压条件下巷道的稳定性。此次理论研究可以为高强支护技术的实际应用提供一定的参考。

新元矿高瓦斯煤层松软围岩沿空留巷技术

新元矿瓦斯含量较高,采用的是回风巷、尾巷和配风巷三巷并掘的掘进方式,不但掘进工作量大,而且遗留了大量的煤柱。这种掘进方式严重影响了煤矿开采的效率和开采的安全性。为了缓解这种状况,在沿空留巷时新元矿开始采用高水材料进行巷旁支护。实践表明,在采用沿空留巷技术后,工作面配风量由3000m^(3)/min降至2500m^(3)/min,节省风量500m^(3)/min;采区回收率提高了14.6%,达到83.6%;沿空留巷的辅助进风顺槽整体状况较好。此次研究可以为高瓦斯煤层沿空留巷提供一定的参考。

高瓦斯综放面采动裂隙分布与高抽巷位置选择

基于山西新景煤业公司3105高瓦斯工作面覆岩采动裂隙分布,对高抽巷层位对瓦斯抽采效果进行探讨,合理选择工作面高抽巷的位置。运用UDEC数值模拟软件,分析认为,当工作面推进至200 m时,裂隙带发育高度达到45 m,上覆岩层形成稳定的瓦斯抽采的优势通道;结合工作面不同位置瓦斯浓度监测数据以及矿井瓦斯的实际抽采条件,确定高抽巷的合理垂距为距煤层顶板35 m、合理平距为距回风巷25 m。瓦斯抽采实践表明,该工作面及回风巷等处的瓦斯浓度均低于0.3%,完全满足矿井安全生产的要求。

煤矿巷道锚杆支护应用实例分析

在分析锚杆支护作用机制的基础上,提出高预应力、强力支护理论,强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用;指出对于复杂困难巷道,应尽量实现一次支护就能有效控制围岩变形与破坏;介绍煤矿开发出的锚杆支护成套技术,包括巷道围岩地质力学测试技术、动态信息锚杆支护设计方法、高强度锚杆与锚索支护材料、支护工程质量检测与矿压监测技术,以及锚固与注浆联合加固技术;在分析煤矿巷道类型与特点的基础上,介绍高预应力、强力锚杆支护理论与技术的典型应用实例,包括千米深井巷道、软岩巷道、强烈动压影响巷道、大断面开切眼、深部沿空掘巷与留巷、采空区内留巷及松软破碎硐室加固。基于这些复杂困难巷道的特点与地质力学测试结果,进行巷道支护设计,通过矿压监测数据分析与信息反馈,评价支护设计的合理性与围岩稳定性。实践表明,采用高预应力、强力锚杆支护系统,必要时配合注浆加固,能够有效控制巷道围岩的强烈变形,并取得良好的支护效果。

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。

深井高瓦斯工作面“一巷多用”瓦斯治理新模式

埋深超过900 m的深井高瓦斯工作面瓦斯治理一直是世界性难题。针对千米深井1112(1)工作面(最大瓦斯涌出量为124.87 m3/min)的实际条件,通过相似材料模拟实验,确定了位于开采煤层顶板上方10倍采高、水平方向内错沿空留巷侧约20 m开始存在宽度为30 m的扇形环状瓦斯富集区,该高度采动影响范围沿倾向外错轨道巷最大不超过30 m。基于此,在上距顶板20 m,外错轨道巷35 m处布置一条多用巷,提出"一面三巷、一巷多用、联合治理、连续开采"瓦斯治理新模式。工程实践表明,多用巷内大直径穿层钻孔单孔抽采瓦斯纯量最大达9.84 m3/min,瓦斯浓度最高为98.5%,工作面瓦斯抽采率最高为92.4%,回风流瓦斯浓度平均0.4%,日产原煤量最高为10 324.6 t,抽采瓦斯总量为2 457.2万m3,实现了深井煤与瓦斯的安全高效共采。

走向高抽巷抽采在阳泉三矿的应用

为了解决阳泉三矿K8206工作面煤矿瓦斯超限的问题,对该矿的走向高抽巷抽采技术进行研究。介绍了阳泉三矿K8206工作面概况,采用安全学基本原理及方法,对倾斜高抽巷的布置参数进行了分析,得出了走向高抽巷的布置层位为7~20倍采高层位、距回风巷水平投影距离为30-60mm。得出了该技术的优缺点及适用条件,为工作面的安全生产提供了技术保障,同时为该技术在其它高瓦斯矿的推广应用提供了技术支持。

亭南煤矿深埋大采高综采工作面矿压规律研究

针对亭南煤矿深埋大采高综采工作面冒顶、煤壁片帮事故频发问题,对该矿205工作面、回采巷道矿压分布规律和工作面煤壁片帮、冒顶情况和回采巷道支护效果进行了系统的观测。观测结果表明:205深埋大采高工作面矿压显现剧烈,且冒顶片帮集中发生在工作面中部位置;回采巷道超前支承压力和超前支承压力影响范围较大,回采巷道收敛变形大,且有冒顶片帮发生;工作面周期来压时工作面与回采巷道有明显的来压现象。根据观测结果分析,提出控制工作面冒顶片帮的建议,并给出了回采巷道的支护方案。

深井高地应力复合岩层巷道围岩控制技术研究

针对深部矿井高地应力巷道围岩整体变形量大、持续时间长、局部破坏严重的围岩控制难题,以深井大倾角、复合岩层巷道掘进为工程背景,在进行系统地质力学测试、围岩变形破坏特征分析、支护形式选取与现场试验的基础上,对深井超高地应力巷道围岩控制技术进行研究。通过优化锚杆支护参数、合理选择护表形式与构件,实现了深部高地应力复合岩层巷道围岩的一次主动支护,有效控制了深部高地应力巷道围岩的长期持续变形,改变了深部岩巷"前掘后修、反复维修"的局面,取得了良好的现场应用效果。

突出矿井煤巷快速掘进技术研究

煤巷掘进一直是影响和制约突出矿井采掘正常接替的"瓶颈"问题。皖北煤电集团公司祁东煤矿在煤巷施工过程中,通过采取改进瓦斯治理方案、合理选择支护工艺和施工方法、优化业务流程和劳动组合等一系列措施,实现了煤巷快速掘进。文章详细阐述了煤巷快速掘进的技术和经验。

深井松散煤巷超高强预应力组合锚杆支护技术

深井松散煤巷支护一直是制约矿井安全生产的难题,常规的锚杆支护方式及支护强度已很难适应其变形特征。文中以丁集煤矿1262(1)巷道为例,在新型锚杆强化支护体系的应用研究中,采用了超高强预应力组合锚杆支护技术,通过加大支护强度及采取各种补强措施,进一步优化围岩应力场,充分调动围岩自身承载能力,有效控制了巷道围岩变形,实现了巷道长期稳定,满足了矿井的安全高效生产,并为该类煤层巷道推行锚杆支护技术提供了参考和借鉴。