孤岛工作面底板破坏深度微震测试与模拟分析

针对孤岛工作面煤层开采底板损伤问题,以河北葛泉煤矿11913孤岛工作面为研究对象,采用微震方法分析其底板破坏深度;并通过数值模拟对首采、跳采及孤岛3种工作面回采过程中围岩采动应力与底板破坏的规律进行了对比分析。微震测试结果显示11913工作面回采过程中微震事件主要发生在下巷,识别出工作面最大破坏深度20~25 m;基于COMSOL的11912首采、11914跳采及11913孤岛3个工作面数值模拟结果显示,11912首采与11914跳采条件下煤柱地应力集中状态变化不大,最大破坏深度小于11.56 m,仅发育至工作面底板的注浆改造层内部;而11913孤岛回采条件下,受到重复采动影响,工作面两侧煤柱应力集中状态骤增,最大破坏深度剧增至23 m,已发育至煤层底板的本溪组灰岩含水层。研究结果对于华北型煤田下组煤层开采底板破坏规律分析与不同类型工作面回采条件下底板水害防治有一定的参考价值。      

团柏煤矿带压开采条件下11-101工作面合理长度

山西省霍州团柏煤矿11-101工作面为带压开采。为预防回采期间底板突水事故,采用弹塑性理论、现场实测、数值模拟验证相结合的方法,对不同工作面长度条件下底板破坏深度发育规律进行研究,进而确定该条件下开采的工作面合理长度。研究表明,随着工作面推进,滞后工作面6 m左右底板首先发生拉伸破坏,底板破坏呈楔形。工作面长度在60~120 m,破坏深度随着工作面长度增加呈线性增长,平均每增加10 m,破坏深度加深1 m。理论计算与数值模拟计算得出80 m工作面底板破坏深度为7~8 m,现场实测底板破坏深度为7.5 m,故工作面合理开采长度为80 m时,能够确保11-101工作面生产安全。      

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

基于岩体阻水能力测试的煤层底板突水评价方法

以金牛能源股份有限公司邢台矿9号煤开采为例,对底板岩体质量及阻水性能进行了评价。首先分析了开采煤层的底板岩体地质结构,获取了岩石力学参数;进行了地应力测试,掌握了该区域地应力性质;进行了矿山压力显现规律研究,获取了工作面的初次垮落步距、周期来压步距和来压强度;在综放和综采工作面进行了底板破坏深度测试,得到了不同开采条件下煤层底板破坏深度;采用三维非线性固-液耦合岩石水力学计算方法,以非线性数值模拟软件ANSYS为手段,建立了三维数值仿真模型,根据矿井水文地质、工程地质特征和开采技术条件,分4种工况,对不同开采阶段、不同深度煤层底板应力分布、破坏状态的影响进行了分析研究。数值模拟结果表明,从突水的必要条件(底板破裂带贯通)和充分条件(水平应力小于承压水压力)来考察,在本次计算采用的工作面开采条件和正常的地质条件下,突水的可能性由大到小依此为:工况Ⅳ >工况Ⅲ >工况Ⅱ >工况Ⅰ,由此为该矿首个9号煤工作面开采选择提供了依据。      

准格尔煤田特厚煤层开采底板破坏特征综合测试研究

鄂尔多斯盆地准格尔煤田某矿石炭-二叠系6煤层为特厚煤层,平均可采厚度17.0 m,其底板受到灰岩水的威胁。针对这种情况,现场采用分布式光纤传感及跨孔电阻率CT原位综合测试技术,先后获得了采动过程中多个工作面底板破坏应变场及地电场响应特征数据。结合岩样加载变形破坏的判别阈值参数及探测实践,对采区内4个工作面底板测试数据进行综合分析,获得了区内底板岩层破坏空间特征及其规律认识。分析认为底板破坏在垂向上具有明显的分带性,采区工作面底板破坏深度在7.2~16.5 m,主要破坏层位在细砂岩以上层段,扰动影响最大深度在33 m左右,主要扰动层位在砂质泥岩以上层段;底板破坏在横向上具有超前性,超前距离在25~60 m范围;区内工作面底板破坏特征具有一定的相似性,动压影响下的底板损伤程度在空间上呈东北区域浅、西南区域深的分布规律。原位测试所获得的数据对区内6煤层水害防治及安全开采具有指导作用。      

宽断面预留墩柱沿空留巷墩柱支护阻力计算研究

针对常规沿空留巷技术在工作面回采速度和采空区作业危险性方面存在的局限性,提出了一种新型沿空留巷技术——宽断面预留墩柱沿空留巷技术,该技术的实施步骤为：首先掘进一条宽断面巷道,随后在巷道断面中心安设一排墩柱,墩柱的一侧为本工作面的运输巷,另一侧作为下一工作面的轨道巷,墩柱作为巷旁支护体使下一工作面的轨道巷保留下来以供使用。结果表明：在掘巷时设立墩柱能够维持宽断面巷道围岩的稳定,同时避免了传统沿空留巷在工作面后方作业,安全性得到了较大提高。在巷道掘进阶段,采用二次成巷技术和锚杆-墩柱联合支护技术可保证巷道的稳定;在留巷阶段,高强度的墩柱对沿空留巷顶板的切断和支撑有较好的控制效果,当墩柱间距为1.5 m时,切顶所需墩柱阻力为21.53 MPa,小于墩柱抗压强度（42 MPa）,墩柱承载力满足沿空留巷要求,顶底板相对移近量为652 mm,墩柱压缩量最大值为164 mm,墩柱能起到一定让压作用,同时对顶板有较好的支撑,可以很好地适应沿空留巷顶板活动规律,现场应用效果良好。     

大采深工作面煤层底板采动破坏深度测试

针对邢东矿大采深的情况,利用现场底板注水试验对2121工作面底板采动破坏深度进行了测试研究,依据单位注水量的动态变化以及注水孔与采线之间的距离关系,确定了底板破坏深度。试验结果表明:该工作面底板破坏深度为32.5~35m,比300m采深以内的工作面实测深度(9.15~12.0m)增加2倍以上,说明随着开采深度的增加,煤层底板采动破坏深度呈明显增大的趋势,因此,在水压和破坏深度二者同时增加的条件下,2121工作面深部煤层开采的突水危险性远远大于浅部煤层。测试结果为邢东矿大采深工作面的防治水方案的制订提供了科学依据。      

带压开采煤层底板破坏深度理论分析及数值模拟——以陕西澄合矿区董家河煤矿5号煤层为例

随着煤矿开采深度的不断增加,带压开采已经成为深部矿井普遍应用的一种采煤方法,而带压水上采煤的关键问题之一是确定采动引起的底板破坏深度。针对董家河煤矿5号煤层开采引起的底板采动破坏深度开展相关研究,以该矿的507综采工作面开采为工程背景,采用理论分析和数值模拟相结合的办法,动态再现了整个底板岩层渐进破坏过程,并得出底板岩层的最大破坏深度为10~11 m,该结果与现场实测结果一致;同时给出了该矿底板岩层破坏深度与工作面斜长和埋深关系的经验公式。该结论为董家河煤矿带压开采工作面煤层底板突水预测与防治提供了科学依据。      

深部切顶沿空成巷关键参数研究及工程应用

传统充填沿空留巷工艺繁琐﹑留巷速度慢,与现代化高强度开采要求不相适应,由此提出了切顶沿空成巷无煤柱开采新技术,其中关键参数设计是该技术的核心问题之一,对留巷的稳定性具有较大影响。以城郊煤矿21304工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟和现场试验等方法,对切顶沿空成巷关键参数进行了系统研究。基于岩石碎胀自承特性和围岩结构“S-R”稳定原理,推导出切顶高度﹑切顶角度的理论计算公式;建立了聚能爆破力学模型,并结合数值模拟和现场试验,确定了聚能爆破装药量及钻孔间距。研究结果表明：合理的切顶参数能够切断巷道顶板与采空区岩层间的力学关系,使采空区顶板沿切缝顺利垮落,碎胀的矸石可有效支撑上覆顶板,限制其回转下沉,减弱覆岩运动对留巷的扰动作用,沿空巷道围岩变形量明显减小。根据理论计算﹑数值分析和现场试验研究成果,确定了城郊煤矿21304工作面切顶沿空成巷关键参数,并在现场进行了应用,回采后沿空巷道侧向顶板能够迅速切落形成巷帮,留巷稳定后各项指标均能满足现场使用要求。     

相似材料模拟在研究煤层底板采动破坏规律中的应用

为研究煤层底板采动破坏规律,以邯邢地区9号煤层为原型,采用室内相似材料模拟技术,对煤层开采过程中煤层底板的应力分布、位移、破坏规律及破坏深度进行模拟和观测研究。结果表明,工作面推进0～70cm时底板应力分布曲线呈V形,工作面推进70～150cm时底板应力分布曲线呈W字形。并提出邯邢地区9号煤层埋藏深度为600m之内的煤层底板破坏带深度的经验公式为h=0.04367H-2.7315M 12.6117。     

孔中瞬变电磁法在综放工作面底板破坏深度探测中的应用研究

鄂尔多斯盆地准格尔东部煤田石炭?二叠系 6 煤层为巨厚煤层,煤层底板面临奥陶纪灰岩含水层威胁尤为突出,由于采动效应的影响会形成底板采动破坏带,可能会形成新的导水通道引起突水灾害。针对底板采动破坏带测试问题,提出采用动源动接收的孔中瞬变电磁法,在采前和采后工作面底板钻孔中获取岩层电阻率特征数据的方法。首先通过数值模拟对比孔中瞬变电磁法在完整和二层岩层模型中呈现的电阻率差异性,验证该方法对二层岩层模型具有较好分辨率;然后在准格尔煤田酸刺沟煤矿6119巨厚煤层综放工作面进行试验,通过探查底板电性差异层得到底板破坏深度,经过验证结果准确可靠。研究表明:孔中瞬变电磁法探测技术与测试钻孔相结合,通过对比采前与采后结果获取了较为准确底板破坏深度,对类似条件下的工作面破坏深度测试提供了一种新的方法。      

A Multi-method Approach for Estimating the Failure Depth of Coal Seam Floor in a Longwall Coal Mine in China

Determining the failure depth of coal seam floor is necessary for safe mining operations, especially when the coal seam is located above confined aquifers with high water pressure. Geomechanical, geophysical, and hydrogeological data collected during the longwall mining of the first working face of coal seam no. 16 in the Nantun coal mine, Shandong Province, China, were used to calculate the failure depth of the coal seam floor above the Ordovician limestone confined aquifer. The multiple method approach employed by this study made use of the plastic sliding theory, empirical formulas, water injection test, and numerical simulation. Multiple methods can compensate for and validate each other and also overcome the intrinsic limitations of any single method. The results showed that the most appropriate value of the failure depth of the coal seam floor in the mine was 14.6 m and this value proved useful for knowing the effective thickness of water pressure-resistant layer below the coal seam. The failure depth also proved to be an important parameter when preventing groundwater flow into the mine from the coal seam floor.     

高位定向长钻孔技术在桃园矿采空区瓦斯治理应用

针对工作面回采后采空区瓦斯易超限问题,采用螺杆马达结合随钻测量技术的定向钻进工艺,在桃园矿1029工作面施工了3个长距离煤层顶板大直径定向钻孔,最大孔深531 m,累计进尺1701 m（含分支孔）,通过精准控制钻孔轨迹,使钻孔沿煤层顶板裂隙带延伸,有效抽采煤层回采后采空区内瓦斯,总结了一套适用于采空区瓦斯治理的高位顶板长钻孔施工方法,保障了煤矿安全高效生产。     

基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究

采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。      

Research on Correlation Between Abutment Pressure and Gas Drainage Flow of Coal Seam

In this paper, based on the field test of No.S3012 working face of Shan Mushu Coal Mine in Sichuan Coal Group, monitoring the abutment pressure and gas drainage flow during the mining process, studying the change law of the abutment pressure and gas drainage flow of the coal seam, and using the numerical simulation method research on the evolution of abutment pressure and displacement of coal seam during the mining process. The results shown that: with the advance of coal mining face, the abutment pressure of coal seam can be divided into stress decreasing area, stress increasing area and original stress area, and the stress state of coal seam and the pore, crack structure and permeability of coal body are obviously changed. With the advance of the mining face, the abutment pressure in front and back of the coal mining face is the moving abutment pressure, and the coal mining face to be in the pressure relief area, the front abutment pressure peak value deep into the coal body 5–10 m, the influence scope reaches the front coal mining face to 90–100 m, this area is the stress increasing area. And the evolution law of the roof displacement of goaf is similar to the elliptical with the axial ratio changes, when the ratio is close to 1, the roof subsidence affected area is similar to the shape of “O”.