顶板冒顶隐患测试仪的设计与实践

阐述了冒顶隐患探测仪的测试原理,详细分析了探测仪压力传感器、数据处理模块等主体结构的设计依据与过程,介绍了顶板冒顶隐患测试仪适用条件、安装及操作过程,并在中煤集团五家沟矿进行了实践研究,通过对所得数据进行分析,详细准确地得出了顶板岩层的破碎情况,了解了巷道冒顶隐患程度,为顶板补强支护设计、支护设计修正等提供了重要的依据。     

活鸡兔煤矿顶板稳定性分析与支护方案设计

为精细化研究活鸡兔煤矿2-2煤层顶板岩层稳定性并提出针对性的支护方案,采用理论分析、现场探测、数值模拟等方法对活鸡兔2-2煤层范围内岩层顶板稳定性进行了分析与计算。结果表明：活鸡兔2-2煤层巷道以Ⅰ类顶板为主,局部区域出现Ⅱ类和Ⅲ类顶板;巷道顶板整体完整性好,局部小裂隙发育;工作面回采扰动对Ⅰ类顶板巷道稳定性影响较小,对Ⅲ类顶板巷道存在有限影响。据此提出了活鸡兔2-2煤层Ⅰ类、Ⅱ类和Ⅲ类顶板条件下巷道支护方案并进行了现场试验,结果表明所提出方案能有效地维护巷道顶板稳定。     

浅埋薄基岩大采高工作面顶板破断特征和来压规律

为了揭示浅埋薄基岩大采高工作面顶板破断运动结构特征,在张家峁煤矿22201工作面辅运顺槽内施工3组钻孔,现场观测不同层位的顶板位移量,钻孔窥视顶板破断位置,实测统计对应的工作面支架工作阻力和超前支架工作阻力。结果表明:工作面上方顶板分层垮落,具有显著的时间和空间效应;顶板破断超前于工作面来压,超前破断距离约15～20 m;顶板冒落带高度15～18 m,平均顶板破断角65°;初次来压形成非对称三铰拱结构,周期来压形成台阶岩梁结构;端头区域内倾向不同层位的顶板呈弧形拱状冒落。工作面初次来压步距为32 m,来压时支架的平均工作阻力11 448 kN/架,周期来压步距为10～15.8 m,平均13 m,来压时支架的平均工作阻力10 343 kN/架,支架选型合理且利用率高;回风顺槽侧超前支承压力显现较明显,超前支承压力峰值位于工作面前方5 m内,显著影响范围约为10 m,一般影响区为15 m.     

不稳定岩层中平巷的施工

平巷在施工过程中 ,经常要遇到一些特殊的地质条件 ,如断层破碎带、流沙层、淤泥层、砾石层等 ,在这样的情况下 ,普通的施工方法从安全、质量等方面都得不到保证 ,因此 ,必须考虑特殊的方法来施工。1　概述1 1　概念 :不稳定岩层是岩体在形成过程中 ,由于地质运动和岩体的风化、充填等而在岩体内形成的断层破碎带、流沙层或软弱易风化、水解的岩层 ,统称为不稳定岩层。1 2　特征 :岩体松软或破碎 ,承受载荷能力低。当巷道开挖时 ,不稳定岩层会向巷道中产生挤压变形或冒顶、片帮 ,甚至成流体状 ,将巷道堵塞。1 3　不稳定岩层对施工的危害。巷…     

综放工作面初采期煤与瓦斯共采试验研究

回采工作面初采期间瓦斯涌出异常,通常被称为困难时期。文中以余吾煤业N2105工作面为例,理论分析了工作面煤与瓦斯共采机理,采用数值模拟的手段,用走向模型分析初采期覆岩中裂隙演化规律,倾向模型判断覆岩卸压稳定后采动裂隙发育区分布。研究得出,初采期间,伴随顶板来压现象,覆岩采动裂隙逐步向高层位发育,采空区内冒落岩层被压实时,裂隙发育达到最高层位;距采空区上端头0~50m范围和煤层顶板上方30~50m范围空间交汇处,形成高浓度瓦斯富集区。工程试验表明,N2105工作面初采期间,覆岩采动裂隙逐渐发育,推进距达100~120m之间时,50#高位钻场瓦斯抽采量稳定在最高水平10m3/min,采动裂隙发育达到最高层位,并提出了高瓦斯工作面初采期定义,认为采空区内压实区形成时初采困难期结束。     

安家岭露天煤矿采空区上覆岩层安全厚度研究

针对安家岭露天煤矿井工采空区上覆岩层不稳定给露天开采带来的安全问题,采用数值模拟、数值计算、相似材料模拟等方法,研究了4#煤、9#煤采空区顶板安全厚度.结果表明:在露天采矿设备作用下,采空区顶板转角区域和中心围岩处发生剪切破坏;在汽车满载作用下,4#煤采空区跨度为3.5 m,顶板厚度为11 m时产生剪切破坏,9#煤采空区跨度为5 m,顶板厚度为14 m时产生剪切破坏.将数值计算、相似材料模拟结果与采空区特性结合,确定了安家岭露天煤矿采空区域4#煤、9#煤不同采空区跨度应预留的顶板安全厚度.     

金家渠煤矿工作面顶板富水性分析及疏放水对策

金家渠煤矿110301工作面水文地质条件复杂,顶板富水性强,严重影响工作面安全回采。为准确分析工作面顶板富水性区域,采用瞬变电磁探测技术探明工作面横向范围与纵向顶板上方80 m范围岩层富水性,圈定了富水异常区段及等级。对工作面范围内钻场、钻孔数量、钻孔深度、角度等参数优化,确定工作面切眼300 m附近钻场间距100 m,设计2个钻场共计5个钻孔,其他区域钻场间距200 m,每个钻场布置2~4个钻孔,每个钻场设置一个平行于巷道的钻孔,一个垂直于巷道的钻孔,另外的两个钻孔与巷道成60°夹角,钻孔倾角15°~55°。通过涌水量观测累计疏放水36.2万m~3,单孔最大涌水量154 m~3/h,半衰期约20天;后稳定在76 m~3/h,有效降低顶板含水层涌水量、水位与水压,保证工作面安全回采。     

基于弹性地基梁理论的端面顶板稳定性分析

端面冒顶一直是影响工作面安全高效开采的一大技术难题。本文采用弹性地基梁理论建立了端面顶板挠度微分方程,并运用PHASE 2D有限元软件建立了端面顶板稳定性数值模型,获得了煤层埋深、支架刚度、煤体刚度等因素对充填开采工作面端面顶板稳定性的影响。研究结果表明：（1）采深越大或液压支架刚度越小,端面顶板下沉越明显;煤层地基系数或顶板弹性模量增大时,端面顶板下沉有所减小,但影响较为有限;从可行性考虑,提高液压支架刚度,可以有效控制工作面顶板变形,降低端面冒顶及煤壁片帮的风险。（2）煤层埋深从200 m增加至250 m、300 m时,工作面前方塑性区宽度及支承压力显著增大,直接顶最大下沉量分别为61 mm、78 mm、96 mm。（3）煤层弹性模量从2 500 MPa增大至3 500 MPa、4 500 MPa时,工作面前方支承压力峰值略微增大,工作面前方煤体塑性区宽度也略微增大;直接顶下沉量略微减小。（4）现场观测表明,充填开采条件下支架阻力较小,工作面区域矿压显现不明显,顶板下沉得到有效控制。     

大采高浅埋煤层工作面矿压显现特征模拟及试验分析

为研究浅埋煤层在大采高条件下顶板运移规律及矿压显现特征,通过构建数值模型研究了3～7 m采高条件下的顶板破断过程及来压规律,构建物理模型分析了顶板垮落及支架工作阻力变化特征。研究结果表明:随着采高的增大,顶板回转角度不断增大,且出现了明显的台阶下沉现象,采高从3 m增大到7 m地表沉降量增加了3.5 m,顶板的初次来压及周期来压步距整体呈增大趋势;煤壁支承压力峰值随采高增大往工作面前方迁移,影响范围也不断增大,在采高5 m时达到了最大值10.53 MPa,之后回落并趋于稳定,证明支承压力并非随采高增大而持续增大;随着采高的增大顶板卸荷损伤区域迅速向上扩展,使上覆岩层裂隙充分发育,诱发顶板的大范围切落,大采高形成了"悬臂梁-砌体梁"结构,形成了工作面的剧烈来压。物理模拟结果表明,切顶发生时支架工作阻力提升到了9 614 kN,较周期来压时增大了16.1%,比普通采高时有了较大的提升。因此选取合理的采高对于保证采空区稳定减少顶板灾害事故至关重要。     

松软煤层稳定顶板综放工作面的矿压显现特点

针对乌兰煤矿5343综放工作面的特殊开采条件,采用现场矿压观测和综合分析方法研究了松软煤层稳定顶板综放工作面的矿山压力显现规律,掌握了其矿压显现的基本特点。5343综放工作面顶板初次来压步距24.2 m,周期来压步距平均9.41m,工作面支架平均载荷和最大载荷的差距不大,但支架前柱的载荷显著大于后柱的载荷。该结论有助于提高这类综放工作面的安全生产水平。研究结果表明,与一般的松软煤层综放工作面相比,松软煤层稳定顶板综放工作面的矿山压力显现相对比较剧烈,工作面存在着比较明显的周期来压现象,工作面煤壁片帮冒顶更为严重,工作面顶板管理难度很大;     

桃山煤矿薄煤层群切顶巷区域应力特征数值分析

为有效防治冲击矿压灾害,利用FLAC3D数值模拟软件模拟分析了桃山煤矿切顶巷区域的应力状态特征,研究切顶巷对顶板的预裂弱化作用和切顶巷的布置参数,结果表明:回风巷下帮与瓦斯巷之间垂直应力较高,而水平应力则在回风巷底板和下帮集中较明显,切顶巷区域应力也明显集中,冲击危险性上升;切顶巷导致的应力集中范围为5～10 m,为了避免两个相邻切顶巷形成叠加应力集中区,两切顶巷间距应不低于20 m。该研究为桃山矿薄煤层群开采切顶巷防冲技术提供了参考依据。     

综放工作面基本顶层位与极限跨距确定

为确定中煤平朔集团井工一矿4106综放工作面基本顶层位和极限跨距,考虑基本顶沉降值、采空区残留浮煤厚度、碎胀系数等因素,初步确定了采空区的冒落带理论高度;根据覆岩结构向高位转移后的平衡条件,判断顶板上方13.12 m以远的粗砂岩为基本顶1;根据组合梁等理论公式,计算了该工作面顶煤、直接顶、基本顶的载荷值,确定了顶煤、直接顶、基本顶的初次垮落步距、周期垮落步距,结果与矿压观测结果基本吻合。     

水渗流对薄层复合顶板的弱化影响

结合东荣二矿17#煤层顶板实际情况,运用Flac2D数值模拟软件对巷道开挖进行模拟分析,研究水渗流对巷道顶板围岩的弱化影响。研究结果表明,薄层复合顶板围岩在渗水后结构自承能力迅速下降,巷道变形速度逐渐加快,最终引发薄层复合顶板离层冒落。研究结论对该矿及类似开采条件的矿井顶板支护及事故预防有重要的理论指导意义。     

基于松动圈理论的充填体下巷道顶板安全厚度和支护方式

 为安全高效回采冬瓜山铜矿盘区隔离矿柱,在充分利用矿山已有巷道工程的前提下,仍需在盘区采场充填体下开挖新的出矿巷道.基于松动圈理论,利用单孔声波检测仪测量巷道围岩松动圈范围,为确定充填体下开挖巷道的顶板安全厚度、选择巷道支护方式提供依据.现场测试表明,冬瓜山铜矿-760和-790m巷道的围岩松动圈为0.8~1.3m.根据圣维南局部效应原理,结合工程技术人员的实际经验,最终确定采场充填体下新开挖出矿巷道的顶板安全厚度为4m.此外,通过松动圈测定和工程借鉴,确定新开挖巷道支护采用喷锚支护,局部破碎地方采用喷锚网联合支护,经理论计算和现场实测,总结出新开挖出矿巷道顶板锚杆长度选取2.2m、锚杆网度选取1.0m×1.0m时,能够安全经济地控制巷道松动圈.     

大跨度矩形巷道围岩失稳破坏机制及数值模拟

巷道围岩的失稳破坏是资源开采阶段面临的重要问题。首先,对巷道围岩失稳机制进行了理论分析,探究巷道稳定性的主要因素,并基于ANSYS/LS-DYNA仿真平台对不同跨度巷道（4 、6 、8 、10 m）进行动静荷载耦合响应数值模拟分析。结果表明：当巷道埋深、底板梁厚度等因素一定时,巷道跨度是影响巷道围岩失稳的主要因素。巷道围岩在初始静应力场作用时,第一主应力随着跨度的增加呈现逐渐增大的趋势;跨度的增加（10 m）会使巷道围岩x和y方向的应力发生突增现象,均在巷道底板处有相对较大的拉应力。巷道跨度的增大,导致左右两帮的移近量有所增加;顶板下沉和底板隆起的程度显著增加,加剧巷道失稳破坏风险。在静动荷载耦合作用下,巷道围岩发生失稳破坏,破坏程度随跨度的增加而增加。     

综放沿空留巷围岩控制机理

采用适于分析岩层断裂和垮落的数值分析软件UDEC建立相应的数值分析模型,分析了留巷前巷道支护形式、充填体宽度、充填方式、充填体强度和端头不放顶煤长度等对综放沿空留巷的作用和效果.研究结果表明:留巷顶板下沉是老顶回转运动与围岩变形的综合反映;充填体上方顶煤位移由老顶岩层运动引起,由浮煤和充填体压缩变形以及充填体承载前预留变形量3部分组成;留巷前巷道支护形式无法控制老顶回转量,但锚网支护巷道留巷效果比架棚巷道好;端头留设一定长度的顶煤不放,有利于老顶回转触矸后形成具有自稳能力的承栽结构.当采用综放沿空留巷时,在保证顶煤及项板稳定前提下,合理利用围岩移动规律,确定合理充填方式和充填体强度,就能保证充填体稳定,达到很好的留巷效果.     

综放工作面回采巷道围岩变形阶段确定方法

为分析综放工作面前方巷道变形特征,以河林煤矿j7401综放工作面为研究对象,采用理论分析和现场实测方法进行深入研究。根据超前支承压力的分布曲线,定义了工作面前方巷道的3个变形阶段,分别为急速变形阶段、减速变形阶段和稳定变形阶段。急速变形阶段和减速变形阶段的分界点是超前支承压力和原岩应力的交点,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是超前支承压力的峰值点。对j7401工作面开采过程中的超前支承压力和巷道变形分别进行观测,并采用最小二乘拟合方法分析整理观测数据。根据超前支承压力观测数据对巷道围岩变形阶段进行划分,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.1m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方19.8m。根据巷道变形观测数据划分变形阶段,急速变形阶段和减速变形阶段的分界点位于工作面前方8.9m,减速变形阶段和稳定变形阶段的分界点是工作面前方20.1m。该划分方法的两个误差分别为0.8m和0.3m,证明根据超前支承压力划分巷道围岩变形阶段的方法可行,精度较高。     

深井三软煤层巷道围岩控制技术与工程实践

以丰城矿务局尚庄煤业有限公司-650 m水平西运输上山为例,采用理论分析和现场试验的方法,研究了深井三软煤层巷道的变形破坏机理,认为深井三软煤层巷道围岩是由顶板、底板、两帮组成的复合结构体,两帮和顶板稳定性对底鼓有较大影响,在提高巷道围岩整体稳定性的同时,加固两帮和项板能够较好的控制底鼓.因此,提出固帮强顶的深井三软煤层巷道围岩控制技术.该研究成果已成功应用于工程实践,并取得了良好的支护效果.图4,参6.     

沿空掘巷锚网梁索联合支护技术

本文结合沿空掘巷支护特点,通过数值模拟分析确定了山脚树矿21128回风巷合理煤柱的留设宽度为7 m.采用钻孔岩层结构探测技术手段对巷道围岩松动情况进行探测,确定了巷道松动圈影响范围一般在2.2 m左右,为支护方式的确定和支护参数优化提供了实际依据,提出了锚网梁索支护方案.通过FLAC3D有限差分软件分析和工程监测结果表明,巷道围岩变形在安全生产允许范围内,顶板离层较小,巷道围岩得到了有效控制.