"两硬"条件大采高液压支架工作阻力计算

为解决“两硬”地质条件下大采高综采液压支架缺乏,厚煤层一次采全高技术不能在大同矿区推广等问题。笔者对液压支架与大采高综采采场围岩的力学关系进行了分析,根据相关矿压理论,从多种角度对“两硬”条件下大采高综采支架工作阻力的计算方法进行了探讨;同时列举了5 000 mm厚煤层一次采全高试验工作面液压支架的支护阻力实测数据;通过对支架工作阻力理论计算值与井下工作面支架支护阻力实测数据的对比分析,认为采用多种方法计算、再综合分析的方法来确定大采高液压支架工作阻力是可行的。     

坚硬顶板大采高采场支架阻力的确定

陕西彬长公司大佛寺煤矿40104工作面是大佛寺煤矿布置的第1个大采高综采工作面。为了确定工作面支架合理的工作阻力,采用物理相似模拟实验的方法,对该工作面的支架阻力与支承压力分布进行了分析研究。通过实验分析,确定了坚硬顶板条件下采高3.8 m时综采支架的合理工作阻力为6 000 kN左右。将实验结果与理论计算的结果进行对比,两者具有较好的一致性,同时实验还得出了工作面支承压力的峰值、峰值压力位置与影响范围。     

综放全厚开采20 m特厚中硬煤层数值模拟研究

针对酸刺沟煤矿6-1号煤层的具体条件,基于矿山压力对顶煤的压裂作用,运用数值模拟方法系统研究了综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的合理工作面长度和工艺参数。主要结论有:工作面前支承压力峰值随工作面推进距离增大而变化;工作面前支承压力峰值随工作面长度的增加而增大;顶煤破坏系数随工作面推进距离和工作面长度的增加而变化。考虑矿山压力对顶煤的压裂作用,20m特厚中硬煤层综放工作面的长度应大于300 m;建议综放全厚开采20 m特厚中硬煤层的底层工作面应采用4.5 m的大采高;支架合力作用点位置和支架阻力对顶煤压裂和支护系统的稳定性起着十分重要的作用;给出了合理的开采工艺参数及其匹配。     

大倾角大采高综采工作面支承压力分布规律研究

通过对神宁集团羊场湾煤矿6.2m大采高综采一次采全高工作面支承压力进行现场实测和分析研究,总结了在大倾角条件下大采高工作面支承压力的分布规律,为确定工作面超前支护范围及巷道保护煤柱留设尺寸提供了依据。     

改善支撑式液压支架控制破碎顶板的途径

本文根据有关工作面矿压研究成果,建立了采场支护系统的顶板结构摸型。通过力学计算及分析,得出了支架总工作阻力作用点移向工作面煤壁可以改善支架对破碎顶板的控制。提出了一些改善支撑式液压支架控制破碎顶板的具体途径,通过分析得出了合理的支护参数。     

大采高综采面矿压显现规律及煤柱宽度优化研究

针对复杂地质条件下大采高综采工作面矿压显现及煤柱留设问题,以赵庄煤矿3号煤层5302工作面为研究对象,通过现场实测方法,揭示复杂地质条件下软煤层大采高开采的矿压显现规律及工作面合理煤柱宽度。研究结果表明:工作面基本顶初次来压步距为15.4~25 m,平均为21.4 m;来压期间支架平均工作阻力为5842.175 k N。基本顶周期来压呈分段局部来压,来压步距一般在5.3~13.7 m左右,平均为8.9 m;来压期间支架工作阻力平均为5588.23 k N。根据数值模拟及现场观测数据确定5302工作面合理净煤柱宽度不应小于40 m为宜。     

厚煤层大采高综采工作面煤壁稳定性研究

根据龙泉煤矿4号煤的围岩力学条件,对大采高煤壁片帮机理进行了理论分析,通过数值模拟得出了煤壁片帮和支架工作阻力的函数关系,研究结果认为本矿4号煤若采用大采高一次采全高,煤壁片帮较严重,不利于回采工作面煤帮和端面顶板管理。根据数值模拟结果和工程类比结果确定了在这种具体条件下的合理采煤方法。     

普采工作面矿压显现规律的数值模拟研究

为了研究一矿首采工作面的矿压显现规律,本文利用离散元数值模拟软件UDEC分别对老顶来压时顶板活动规律和不同时期采场支承压力的分布规律进行了研究。在此基础上,分析了不同支护参数对工作面支护质量的影响,确定了工作面初次来压步距为35~37m、周期来压步距为14~18m、单体支柱的最低工作阻力为200kN、最低初撑力80kN,工作面的极限端面距为1.2m,为该矿首采工作面安全高效生产及后续开采提供了科学的理论指导。     

大采高综放面强矿压显现机理

为分析综放工作面强矿压显现的机理,对龙王沟6煤在6上煤已采和未采两种情况下,进行大采高综放开采(5 m放15 m单次采高达20 m)物理相似材料模拟对比实验.研究结果表明:在6上煤采空区下进行6煤开采,工作面前方出现超前裂隙,工作面矿压显现异常强烈,支架工作阻力巨大,顶煤被压碎,工作面煤壁片帮严重.综合分析实验现象及实测数据发现,超前裂隙的影响是工作面强矿压显现的主要原因,强矿压出现的机理是超前裂隙造就了"超前"岩柱,超前岩柱的回转给支架施加了附加应力,并由此建立了超前裂隙对工作面液压支架受力影响的力学模型,得到了超前裂隙影响下的支架工作阻力计算公式,通过验证与实测数据基本吻合.     

浅谈炮采工作面大采高卧底煤回采工艺顶板控制

采用大采高卧底煤回采工艺开采,掌握煤层地质条件、设计合理的支护参数、工作面采取伪俯斜推进及提高支柱的实际工作阻力是保障大采高卧底煤回采工艺安全回采的技术关键。该文详细叙述了大采高卧底煤工作面顶板控制的基本要求和加强顶板控制的具体措施。     

7～9m急倾斜厚煤层Z型通风工作面的矿压显现规律

根据长沟峪煤矿煤层地质条件,结合7~9 m急倾斜厚煤层Z型通风工作面整体悬移组合支架的工作阻力变化特点,对开采块段顶板压力变化情况进行现场观测与数值模拟分析。结果表明:Z型通风工作面运输巷道和回风巷道的超前加强支护范围为距离工作面12 m范围;回风巷道应力集中区域为工作面上方6 m范围;合理的区段放煤高度为14 m。现场观测与数值模拟结果相符,为同类煤层顶底板移动规律及开采方法研究提供了依据。     

长壁开采煤柱支承压力及塑性区分布规律

为了研究长壁开采采面面间煤柱支承压力与塑性区分布规律,采用理论推导、数值模拟、现场监测的方法,通过考虑采空区上覆岩土体自重荷载作用下煤岩体的成拱效应,推导了临近采空区侧煤柱顶部支承压力计算式,基于所得支承压力对煤柱进行弹塑性分析,建立临界状态下煤柱弹塑性微分方程并求解,给出了煤柱塑性区计算式.根据玉华煤矿2410工作面工程地质条件,采用ANSYS对不同采深(500～600 m)与采空区宽度(160～280 m)的煤柱塑性区分布规律进行模拟研究,将数值模拟与理论所揭示的规律进行对比,研究理论适应范围;为验证理论的可靠性,进一步对玉华煤矿2410工作面回风巷道煤柱塑性区进行监测,并将监测结果与理论计算结果对比.结果表明:数值模拟揭示的煤柱塑性区分布规律与理论反映出的规律一致,同时发现在大采宽条件下计算出的煤柱最大塑性区宽度与模拟结果吻合度较高.现场监测结果进一步验证了计算理论的可靠性.研究结果给出了大采宽下长壁开采时综采工作面面间煤柱顶部支承压力分布以及最大塑性区宽度计算式,可为煤柱设计提供依据.     

大采高采场上覆岩层运移规律数值模拟

为了研究大采高采场上覆岩结构及其运移规律,给大采高工作面的高产高效开采提供理论基础,通过3DEC数值模拟软件,以某矿6.2 m大采高工作面岩层赋存特征为工程背景,分别建立采高为2.2 m,3.2 m,4.2 m,5.2 m,6.2 m时的数学模型,研究不同采高下的上覆岩层垮落规律.结果表明:采高较低时,随着采高的增加,碎胀系数随着增加,冒落高度也随着增加,但是当采高增加到5.2 m时,随着碎胀系数的增加,冒落高度却几乎不变.采高为2.2 m时,最大离层量为1 m,随采高的增加,离层量基本呈直线增加,当采高大于4.2 m时,离层量增加迅速,当采高增加至6.2 m时,最大离层量可达到3.05m.随着离层量的增加,基本顶失稳时容易给支架造成冲击性载荷,增加动载系数,影响大采高支架的纵向和横向稳定性.     

倾斜煤层采动影响下的挤压变形区移动变形特征分析

以重庆南桐矿区为工程背景,通过三维数值模拟方法,对倾斜煤层在三种不同开采宽度工况下上覆岩层移动挤压变形区特征进行了研究。结果表明:采宽由80 m增加到160 m时,煤层与岩层交接处应力变化较小,挤压变形区地表下沉速度较为缓慢;采宽由160 m增加到240 m时,煤层与岩层交接处应力变化非常显著,挤压变形区地表产生明显下沉;不同的开采工况下,挤压变形区沉陷位移都会出现一个峰值,且位于开采区下山方向,挤压变形区沉陷值受水平应力影响较小,走向和倾向方向的沉陷值以该峰值曲线呈中心对称。     

平岗煤矿1202工作面上覆岩层“三带”的判定

 为准确判定“三带”对于提高平岗煤矿高位孔和高抽巷的瓦斯抽放量,采用理论计算、数值模拟、现场试验方法,研究了平岗煤矿1202工作面采空区上覆岩层“三带”的判定问题。理论计算与数值模拟得到冒落带高度范围为6.2～8.3m,裂隙带高度范围为23.0～28.2m;现场测试结果与理论计算值基本一致。在裂隙带中实施瓦斯抽放,瓦斯流量可达1m³/min以上。本文所提出的方法为高位孔终孔位置和高抽巷层位的确定提供了重要的参考依据,能够有效降低工作面瓦斯超限事故的发生。     

含夹矸厚煤层综放开采顶煤运移规律数值模拟

根据鹤岗富力矿含中位厚夹矸煤层地质条件及煤的赋存状况,应用RFPA2D数值模拟软件分别对-450南18-2工作面含0.5、1.0、1.5 m厚夹矸开采煤体的运移情况进行数值模拟。结果表明,采动过程中,上部顶煤垂直方向的位移量均大于下部,而下部顶煤始动点距工作面的距离均大于上部。夹矸层强度与煤层强度既定情况下,工作面顶煤的运移规律及破碎程度均与含夹矸层的厚度相关。含1.0 m厚夹矸顶煤总位移量大于含0.5、1.5 m厚夹矸顶煤总位移量;含1.0 m厚夹矸顶煤比含0.5、1.5 m厚夹矸顶煤破碎充分。该研究为含夹矸条件下厚煤层综放开采冒放工艺的确定提供了依据。     

带压开采底板应力场及变形破坏特征试验研究

本文结合朱庄煤矿3629工作面实例,利用数值模拟、相似材料模拟研究方法探讨了带压开采煤层底板及断层处的应力场及变形破坏特征。重点讨论了煤层底板的应力、位移随工作面开采的变化规律,为带压开采突水防治提供理论依据。     

采场覆岩裂隙特征研究及在瓦斯抽放中应用

为了在采空区顶板实施瓦斯抽放枝术获得较高的瓦斯抽放效果,采用模拟试验和工业性试验的方法,研究采场上覆岩层中裂隙特征,寻找采场上覆岩层中裂隙位置和顶板瓦斯富集区。现场试验表明,把抽放钻孔布置在采空区顶板裂隙区内进行瓦斯抽放,对流向回采工作面上隅角的瓦斯起到了截流作用,基本上解决了高瓦斯煤层回采工作面上隅区瓦斯斯浓度超限问题。     

临近水库浅埋煤层防水煤柱留设宽度数值模拟

留设防水煤柱是临近水库煤层保水开采最为有效的方法,而如何确定防水煤柱留设宽度是当前迫切需要解决的问题。分析保水开采问题的流固耦合机理,建立流固耦合作用的控制方程,以张家峁矿井常家沟水库周边4^-2煤层开采为工程依托,采用数值模拟研究煤层采动对库岸边坡变形和孔隙水压力的影响规律,分析浅埋煤层开采覆岩采动破坏特性与岸坡失稳模式,进而提出防水煤柱的合理留设宽度。结果表明：当工作面临近库岸边坡时,库岸坡体先后出现向采空区侧倾倒转动和向水库方向滑移失稳的破坏模式;当坡面顶点产生反向水平位移且竖向位移急剧增加时,岸坡开始向水库方向滑移;当煤层顶底板孔隙水压力突变为0时,顶底板开始突水;取以上两种情况下较大煤柱宽度作为临界煤柱宽度,可以保证岸坡不出现失稳破坏且煤层顶底板不发生突水事故。在此基础上确定4^-2煤层防水煤柱宽度为109 m,工程实践证明该宽度可以保证安全开采。研究成果可为确定临近水库煤层开采的防水煤柱宽度提供理论支撑和实践依据。