厚松散含水层薄基岩下厚煤层防水煤柱综放安全开采分析

通过对朱仙庄矿87采区厚松散层及薄覆岩的含水层、隔水层及基岩风氧化带工程岩组特性的分析,采用物理模拟、FLAC3D数值计算及现场实测的综合研究方法,对一次采全厚综放开采覆岩移动破坏规律进行了深入研究。研究结果表明,采区内松散层下部的第四含水层组富水性极弱,补给条件差,且基岩风氧化带具有较强的隔水性能,可以留设防塌煤柱开采;采用综放开采时,其覆岩最大垮采比为1.69,在-240m标高以下的防水煤柱内实现了一次采全厚放顶煤安全高效开采,取得了显著的经济效益。     

综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸确定方法

针对综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸难确定的问题，该文在分析了合理煤柱尺寸确定原则的基础上，提出了针对顺槽具体地质条件采用理论分析、数值计算和工程实践3方面综合分析确定合理小煤柱尺寸的方法。并对济宁二号煤矿2302综放锚网支护沿空顺槽煤柱尺寸进行了具体确定(3.0～4.5m)。2302综放沿空顺槽采用460m煤柱护巷的施工实践证明，煤柱尺寸的确定是合理的，为类似条件锚网支护顺槽的合理煤柱尺寸确定提供了一种新方法。     

软煤层综放工作面沿空掘巷支护设计

根据“内外应力场”理论，建立了济三煤矿1301综放工作面沿空掘巷的结构力学模型，在此基础上确定了沿空掘巷的煤柱尺寸，预计了巷道围岩变形量，进而确定了巷道断面形式与参数。最后设计了巷道的支护型式及支护参数。     

高产高效综放工作面顶板水综合防治

通 过 对 T2195工 作 面 顶板 涌 水 水 质化 验 、周 边 开 采 情 况 的 综 合 分 析 认 为:T2195工 作 面 涌 水 以 5煤 层 顶 板 水为 主,地面 注 浆水 只是 起 了间 接补 给 作用 。为 此提 出 继续 进行 地 面注 浆、进一 步 完善 井下 排 水系 统等 有 针对 性的 防 治水 措施 ,确 保 工作 面的 高 产高 效。     

特厚煤层大采高综放工作面煤壁片帮机制分析

针对特厚煤层大采高工作面,将超前支承压力作用的煤体分为破裂区、塑性区和弹性区。考虑支架护帮阻力等因素,建立了支承压力作用的煤体变形破坏及煤壁片帮分析力学模型。通过摩尔-库仑准则和非关联弹塑性分析,推导出了煤壁水平位移量及破裂区和塑性区半径解析表达式,分析了影响煤壁片帮的主要因素。理论结果与现场实测结果误差仅为15.6%,验证了模型的正确性。研究表明,随支承压力集中系数的增大、机采高度的增加以及支架护帮阻力的减小,煤壁水平位移量明显增大,煤壁片帮程度严重。工程实践表明,提高支架工作阻力,减缓煤壁处压力,控制合理采高以及增大支架护帮阻力,可有效缓解大采高综放工作面煤壁片帮程度。     

21181综放工作面突水分析与治理

通过对21181综放工作面的突水特征与突水水质检测资料的分析,以及开采导水裂隙带高度的计算,得出了工作面突水原因——采煤后形成的导水裂隙带已波及到了上覆侏罗系上统巨厚砾岩含水层,通过运用合理的防治方案．为今后综放工作面预防水害打下了基础。     

综放工作面采出量单位统计产量法

针 对综 放 工 作 面采 出 量 用 水分 、灰 分和 含 矸 改 正 后 的 统 计 产 量 代 替 的 诸 多 不 合 理 性 ,利 用 相 同 煤 层 或 煤 层结 构、煤层 顶 底板 条件 相 似的 走向 长 壁、倾 向 分层 开采 的 工作 面采 出 量和 统计 产 量的 历史 资 料来 建立 数 学 关系 ,进 而采 用单 位 统计 产量 法 来计 算综 放 工作 面采 出 量,为综 放工 作 面采 出量 计 算提 供了 一 条新 方法 及 新思 路。     

大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。     

综放开采特厚煤层采场底板破坏规律研究

高承压水体上采煤将引起底板扰动破坏,从而使有效隔水层厚度变薄,增大了底板突水风险系数,对目标层位注浆改造是行之有效的治理措施,但在底板破坏范围内注浆将造成浆液的大量浪费且影响治理效果。因此,开展煤层底板破坏深度及规律研究显得尤为重要。基于此,以山西榆树坡煤矿5105工作面为研究对象,采用钻孔应力–应变技术在进风巷道布置7条测线、91台传感器开展采前、采中和采后4个月的连续监测,获得三位一体“空间?时间”全方位底板扰动破坏数据并分析规律,为底板注浆治理方案制定提供了重要的技术参数。结果表明:底板破坏深度起始点距工作面24.2 m,最大破坏深度距工作面垂距28 m、平距21.3 m,底板破坏深度拟合形态符合塑性滑移规律,研究成果为类似工况下底板破坏深度规律研究提供科学依据。      

基于电磁辐射监测特厚煤层综放开采过程中煤岩动力灾害预测

目前缺乏针对特厚煤层工作面开采的电磁辐射特征研究。本文利用电磁辐射技术对彬县水帘洞煤矿特厚煤层综掘面和综放面动力灾害倾向进行了监测,得到特厚煤层电磁辐射强度和脉冲数特征。监测结果表明:(1)掘进工作面正常掘进时,强度和脉冲数都较小,强度在15mv以下,脉冲数基本为0;掘进至背斜构造时,强度增大、波动性较大,有弱动力灾害倾向;(2)综放面强度和脉冲数均较大,正常回采时强度在100mv以下,脉冲数在(6-10)×104范围内波动;周期来压时强度最大、脉冲数最小,强度最大到190mv,脉冲数最小值仅418次,有弱动力灾害倾向,现场采取的顶煤预裂有助于消除煤岩动力灾害发生可能性。电磁辐射变化特征对预测特厚煤层采掘过程中煤岩动力灾害倾向有参考价值。     

综放面合理护巷煤柱宽度确定与回采巷道支护方案设计

基于阳湾沟煤矿地质资料,应用极限平衡理论计算得到合理的煤柱尺寸为25m;采用FLAC3D数值模拟分析了不同宽度护巷煤柱的垂直应力和弹塑性区分布规律,得到合理的煤柱尺寸为25～30m;最终确定阳湾沟煤矿合理护巷煤柱宽度不小于25m。针对回风顺槽顶板不同的围岩状态,设计了支护方案,通过数值模拟得到不同支护条件下的围岩应力状态和位移分布,结果表明,支护方案是合理的,能够有效的控制围岩的变形与破坏。     

特厚煤层区段防水煤柱稳定性评价及保护技术研究

留设合理宽度的区段煤柱是确保特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。为确保芦子沟煤矿3107特厚煤层综放工作面仰斜开采过程中,双侧采空煤柱能够稳定承载并有效隔水,分析区段煤柱覆岩结构特征,建立区段煤柱应力计算模型,理论计算了双侧采空煤柱应力,结合数值模拟及理论分析手段对煤柱稳定性进行综合评价。通过实施科学合理的深孔爆破切缝卸压方案,降低了3107工作面采动应力对煤柱的影响,优化了煤柱应力环境,提高了煤柱稳定性,保证了3107工作面的安全回采。研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定及坚硬顶板条件下煤柱卸压具有一定意义。     

Experimental and numerical investigation on coal drawing from thick steep seam with longwall top coal caving mining

Steep coal seam mining activities will frequently occur during the next few decades in China. In this study, both experimental and numerical methods are employed to investigate the coal drawing from thick steep seam with longwall top coal caving mining. A series of analyses is performed to investigate the features of the drawing body, the distribution of top coal recovery ratio and the shape of the rock flow under steep conditions. The results indicate that the drawing body of top coal develops prior to upper side of the panel face obviously, and the top coal in the central part of the panel has a higher recovery ratio than that in the lower and upper parts in steep coal seam with caving mining method. The flow paths of the fragmented top coal are nearly straight lines moving towards the drawing window, and the fastest path maintains a constant angle with the plumb line. The spatial shape of the rock flow indicates “bidirectional asymmetry,” which results from the presence of the shield beam and dip angle of the coal seam; thus, this is the root cause of the appearance of the drawing body’s prior development towards the upper side of the panel. The field observation data indicates the same distribution of top coal recovery as that in the physical experiment and numerical simulation. Furthermore, suggested measurements are proposed to improve top coal recovery in steep seam mining based on the engineering practice of Dayuan coal mine.     

特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用

沿空掘巷开采技术成功的关键主要取决于采场覆岩稳定的时间和沿空掘巷的位置。采场采动岩体运动导致围岩应力重新分布,动态采场应力作用于围岩并使其状态发生灾变是发生矿山灾害的根本原因。特厚煤层分层综采巷道布置（包括内错、外错和垂直）,合理确定煤柱尺寸、巷道支护方式和参数选择能够最大可能发挥围岩的自承能力,是提高巷道稳定的重要保证。在稳定的内应力场范围内布置小煤柱护巷,能够明显提高巷道围岩稳定状态,减少巷道维护费用。通过理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对特厚煤层下分层沿空掘巷小煤柱不同巷道布置设计,通过煤柱的应力、应变和位移进行对比分析,确定特厚煤层下分层沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆岩层防控技术,并得到工程验证是正确可靠的,从而为特厚煤层小煤柱开采技术提供了重要的科学依据。     

基于断裂力学的特厚煤层综放开采顶板破断规律研究

针对特厚煤层综放开采过程中矿压显现剧烈支架工作阻力难以确定的问题,结合特厚煤层工作面顶板岩层破断形成的悬臂梁-砌体梁力学结构模型。工作面来压阶段支架工作阻力不足时,引起砌体梁结构下沉使悬臂梁结构回转变形破断,造成上覆砌体梁结构滑落失稳压架使工作面矿压显现剧烈的特点,建立了含中心斜裂纹的悬臂梁结构破断的力学模型,应用断裂力学理论,分析了悬臂梁破断失稳的影响因素,推导了支架荷载的表达式。结果表明：裂纹倾角和长度是悬臂梁破断失稳的主要影响因素;支架荷载除与悬臂梁自身因素有关外,还与砌体梁垮落步距等因素相关。结合塔山煤矿8102综采工作面地质条件,计算了支架荷载的理论值,验证了理论分析的合理性。理论研究成果对于分析特厚煤层开采时的支架荷载的大小,合理选择支架减少顶板事故具有一定的工程实际意义。     

辽宁三台子水库下特厚煤层综放开采覆岩破坏特征

为确保水库下特厚煤层综放开采安全,合理留设防水安全煤岩柱,大平煤矿采用钻孔冲洗液耗失量法对覆岩破坏进行了观测研究。经对7个工作面测站12个覆岩破坏观测钻孔实测资料分析研究得出:煤层采出厚度7.54～15.17m,工作面推过36～40d,滞后工作面距离110～120m时覆岩破坏发育最充分。实测导水裂缝带高度为采高的15.31～19.97倍,明显大于类似软弱覆岩地层条件普通长壁全陷法开采覆岩破坏导水裂缝带发育高度。导水裂缝带上方,明显有集中发育的离层破碎带存在,实测离层破碎带高度为181.58～390.75m,是采高的24.22～36.00倍。