五沟煤矿导水裂隙带发育高度预测

煤层开采导致覆岩产生移动变形破坏,描述覆岩破坏影响程度的导水裂隙带发育高度是评价顶板是否发生突水溃砂等灾害事故的重要指标之一,因此对影响导水裂隙带发育高度的采高、工作面几何参数、覆岩岩性及岩层结构等主要因素进行分析,利用模糊数学方法将非线性问题转换成线性问题进行计算,获得五沟煤矿10煤开采导水裂隙带发育高度预测公式,为五沟煤矿含水层下10煤层的安全开采提供指导。     

基于RFPA2D的煤层开采冒裂带发育高度预测分析

根据某矿开采技术条件和岩石力学性能等参数,建立力学模型,运用RFPA2D数值模拟软件进行覆岩导水裂隙带高度预测,用经验公式对覆岩导水裂隙带高度进行了估算.在采空工作面进行实测导水裂隙带高度.结果表明RFPA2D数值模拟所得到的导水裂隙带高度与现场测定结果基本接近,考虑预测偏差率后可以作为煤层冒裂带发育的高度进行矿井防治水的依据.     

察哈素煤矿采空区覆岩"两带"高度研究

在煤层开采中,上覆岩层"两带"高度的确定对于矿井瓦斯抽采、水防治和顶板管理都具有重要的技术指导意义。本文采用现场冲洗液漏失量法和彩色钻孔电视孔内观测法,并与理论分析相结合研究了察哈素煤矿上覆岩层"两带"高度,结果表明:(1)垮落带高度为22.42～29.20 m,垮高比4.40～6.15;导水裂隙带高度为63.82～106.50 m,裂高比12.51～23.67,为了保证安全,取106.50 m为最大导水裂隙带高度,29.20 m为最大垮落带高度,察哈素煤矿属于超高导水裂隙带;(2)由同一个工作面的钻孔实测得到的"两带"高度比较吻合,由不同工作面地面钻孔实测得到的"两带"高度中,垮落带高度比较接近,而导水裂隙带高度差异较大;(3)钻孔实测结果与经验公式计算结果部分存在较大差异,提出在计算"两带"高度时应尽量考虑与其关系密切且重要的影响因素,使计算结果更接近于实际情况。     

基于角位移临界值的顶板裂隙带高度研究

项板导水裂隙带是煤层顶板水进入工作面的重要通道．根据工作面采空区的空间形态和超限应力、有限空间的特点,采用岩层角位移临界值为判据,得出了导水裂隙带高度计算公式,并且将理论计算值与任楼煤矿实测数据进行了对比,验证了该公式正确可靠．通过该公式分析表明：采高与导水裂隙带高度的线性相关、碎胀系数、角位移值临界值越小,导水裂隙带高度越大,其中采高和碎胀系数权重较大．     

导水裂隙带发育高度预测的PCA-GA-Elman优化模型

针对矿井水害防治中导水裂隙带发育高度难以准确预测的问题,结合煤矿生产实际和工程地质理论,选取采深s、硬岩岩性比例系数b、采高(煤层厚度)M、工作面斜长l、顶板单轴抗压强度为主要影响因素,运用灰色关联分析法(GRA)分析各主要影响因素与导水裂隙带发育高度的相关性,并将主成分分析(PCA)、遗传算法(GA)和优化的Elman神经网络相结合,建立导水裂隙带发育高度预测的PCA-GA-Elman优化模型.结果表明:PCA-GA-Elman优化模型能有效消除因素间的相互影响,并能优化初始权值和阈值,使导水裂隙带发育高度预测更加准确.与PCA-Elman和PCA-BP预测模型相比,PCA-GA-Elman优化模型预测的导水裂隙带发育高度相对误差仅为-6.34％ ～0.18％.     

厚松散含水层下覆岩破坏规律分析

以钱营孜煤矿东一采区的工程实例为背景，运用FLAC^3D软件对工作面开采进行数值模拟，结果显示“两带”即覆岩垮落带和导水裂隙带的发育高度分别为10.9 m和42 m。设计并施工了两个采后“两带”高度探查孔，显示工作面垮落带高度实测值为10.66～12.00 m,导水裂隙带高度实测值为40.87～44.87 m,与按规程理论计算和数值软件模拟所得结果接近，可作为相似条件下工作面煤岩柱留设与安全评价的依据。     

含水层下矸石充实率控制导水裂隙带高度发育研究

根据含水层下矸石充填采煤覆岩移动变形特征,对等价采高的计算公式进行了细化和修正,并利用此修正的公式对不同充实率的情况下进行预计导水裂隙带高度,实践开采得出结论:含水层下矸石充填对覆岩移动变形产生有效控制,导水裂隙带预计高度和实测结果二者大体一致。     

新庄铜铅锌矿含水层下防水矿柱留设计算分析

为研究渗流场和应力场共同作用下防水矿柱宽度合理留设问题,结合新庄铜铅锌矿17A号勘探线的实际地质条件,运用数值模拟计算软件FLAC~(3D),研究了初始渗流场的孔隙水压力和渗流速度矢量分布特征,计算了矿体回采充填过程中7个工作面的涌水量,并模拟了工作面顶板的导水裂隙带分布情况,与经验公式算得的防水矿柱高度进行比较.模拟结果表明,工作面与含水层的距离越小,渗流速度越大,涌水量越大,导水裂隙带范围越大,突水的危险也就越大;从渗流场涌水量和应力场导水裂隙带两方面来综合衡量,防水矿柱留设的高度取为40m,相比经验公式的结果提高了矿体利用率.     

核桃峪井田华池-洛河组水文地质条件评价

通过分析核桃峪井田所在区域内煤层上覆华池、洛河组巨厚层状砂岩孔隙裂隙承压水的补给、径流、排泄条件以及水文地质边界,研究了华池、洛河组承压含水层的水文地质特征,计算了因煤炭开采引起的冒落带及导水裂隙带的发育高度。结果表明该承压含水层厚度大、胶结性较差、承压性强、水文地质结构特殊,在一些节理裂隙发育的局部地段,富水性强,成为主要的导水通道,对井筒的开凿和煤炭开采影响较大,是构成矿井充水的主要含水岩组。     

非充分采动导水裂缝带高度影响因素敏感性分析

为确定非充分采动导水裂缝带高度影响因素的敏感性,提出一种基于灰色关联分析和层次分析法的加权灰色关联分析模型。首先分析和确定非充分采动导水裂缝带高度主要影响因素,然后采用灰色关联分析确定各影响因素的关联度,并采用层次分析法确定各影响因素的权重,最后根据各影响因素的加权关联度确定各影响因素的敏感性。结果表明,非充分采动导水裂缝带高度影响因素的敏感性从大到小依次为工作面倾斜长度、开采厚度、覆岩结构特征、开采深度和煤层倾角,非充分采动工作面必须考虑工作面倾斜长度对导水裂缝带高度的影响。     

基于RS-ANN的某矿山井下开采防水安全岩柱厚度的确定

水下矿床是难采矿体的一个重要方面,针对某矿山的实际情况,深入分析了该矿的地质资料后,在查阅相关文献的基础上,建立了该矿导水裂隙带高度的粗糙集—神经网络预测模型.在比较了粗糙集—神经网络预测结果、地质详查报告提供的结果及采用经验公式计算的结果后,认为神经网络预测的结果较准确,其结论在该矿水下开采设计中可以采用.在预测的导水裂隙带高度基础上,参考采矿设计手册中的经验公式,并类比其它矿山水下开采的情况,计算出了防水安全岩柱的厚度.此项研究为该矿重新编制开采设计方案和安全专篇提供了依据,同时为矿山安全管理提供了参考.     

大采深条带开采坚硬顶板工作面冲击矿压治理研究

为了解决大采深条带开采坚硬顶板工作面的冲击矿压问题,以古城煤矿2106工作面为例,采用现场分析、实验室试验、数值模拟的方法对其发生机理进行了研究.结果表明在此条件下开采时发生的冲击矿压与煤岩性质、采深、坚硬顶板厚度及顶板的周期来压有密切关系.当冲击矿压发生的煤层具有强冲击倾向性,煤层硬度系数大于3、采深900 m以上、顶板岩层坚硬且厚度大于20 m时,冲击矿压发生具有突然性和猛烈性;主要发生在顶板周期来压期间、超前支护50m范围内,此时工作面的CH4和CO气体含量同时升高.对此提出了钻屑法等预测预报的方法和煤体爆破卸压与柔性支护等治理措施.     

Fractured zone height of longwall mining and its effects on the overburden aquifers

As mining depth becomes deeper and deeper, the possibility of undermining overburden aquifers is increasing. It is very important for coal miners to undertake studies on the height of fractured zone during longwall mining and the effects of longwall mining on the underground water while mining under surface water bodies and underground aquifers. In order to study this problem, piezometers for monitoring underground water levels were installed above the longwall panels in an American coalmine. Large amounts of pre-mining, during mining and post-mining monitoring data were collected. Based on the data, the heights of fractured zones were obtained and the effects of longwall mining on the underground water were studied. The results demonstrate that when the piezometer monitoring wells had an interburden thickness of less than 72.7 m, the groundwater level decreased immediately to immeasurable levels and the wells went dry after undermining the face of longwall. The height of the fractured zone is 72.7–85.3 m in the geological and mining conditions. The results also show that the calculated values of fractured zones by the empirical formulae used in China are smaller than the actual results. Therefore, it is not always safe to use them for analyses while mining under water bodies.     

膏体充填工作面底板破坏深度研究

为了研究工作面膏体充填后对底板承压水的防治效果,需对底板破坏深度进行测试.通过单孔恒水压法对底板破坏情况进行测试,得出了采用膏体充填后完整底板最大破坏深度小于5 m,断层影响处底板最大破坏深度小于12 m.而采用垮落法开采时,由经验公式法得出的完整底板最大破坏深度为9.1 m,即采用膏体充填后完整底板的破坏深度下降了46%.该研究可为测定底板破坏深度提供参考依据.     

承压水上采煤底板破坏规律流固耦合研究

为分析承压水上采煤底板变形破坏规律,建立了承压水上采煤流固耦合数学模型,采用FLAC3D模拟软件分析之。运用正交试验的方式对底板变形破坏影响较大、易量化的4个因素进行分析;在此分析基础上得出单一因素对底板破坏的影响关系。分析结果表明：影响底板破坏深度大小的因素依次是工作面宽度、隔水层厚度、承压水压力和煤层埋深;随着隔水层厚度的增加,底板的破裂深度及范围有减小的趋势,同时在隔水层底部的原位张裂范围也在减小,甚至消失;在流固耦合模式下随着水压力的增加,岩体的破坏程度远远大于非耦合的情况。     

巷道底板承压水突水评价方法研究

华北石炭二叠纪聚煤区是中国最重要的煤炭生产基地,区内众多煤矿皆受煤系底部奥陶系灰岩承压水威胁。针对当前煤矿巷道底板承压水突水评价方法存在的局限和不足,探索研究巷道底板承压水突水评价方法。现行评价方法岩梁法的理论计算前提主要包括：底板隔水层简化为两端固支梁;在岩梁弯矩最大处,底板隔水岩层承受的拉应力超过抗拉强度,岩层拉裂破坏;忽略孔隙水压力对岩石破坏的影响,计算隔水层厚度时抗拉强度取底板隔水层的平均值。事故数据及研究分析表明岩梁法计算假设存在不合理之处,与实际工况有较大偏差。基于对常见矩形巷道围岩应力分布特征的分析,结合巷道实际工况,摒弃底板隔水岩层弯拉破坏模式,提出隔水岩层剪切破坏模式,建立巷道底板承压水突水破坏岩柱模型;基于所建立的岩柱模型,利用极限平衡理论,综合考虑孔隙水压力对岩石破坏的影响,推导底板隔水层承受最大水压的计算评价方法。结果表明：最大水压与隔水层厚度、隔水层平均容重、抗剪强度参数、孔隙水压力系数和巷道宽度直接相关,最大水压与隔水层厚度呈指数函数关系。文中所提评价方法的计算结果与实测吻合,证明该方法合理有效。所提方法也能为地下工程其他专业领域类似的承压水突水问题研究提供借鉴。     

Huge thick conglomerate movement induced by full thick longwall mining huge thick coal seam

A discrete elemental method was used to study the thickness of conglomerate layer in a full thick seam mining activities under the influence of the law, pointing out the thickness of the conglomerate at different seam mining, and during the destruction and instability of existing state of laws. At 21141 thick seam mining, the face toward the direction of separation between the thick layer of conglomerate rock and the next bit after reaching its maximum capacity due to pull from the bottom of the plastic zone, formed a stratified and hierarchical down collapse. The shape of caving area is a “triangular block”, the length of the plastic zone and face advancement from the linear fit between the height of the plastic zone and the advancing face is a quadratic function of distance, while the top layer of thick gravel layer is the overall bending subsidence trend. Tilting the direction of the face, a thick gob of collapsed conglomerate layer is formed in the coal gob entity on both sides of the thick conglomerate at the top of the overall fracture morphology performance, thus forming a mutual extrusion of articulated block structure. The instability, separation and balance of the thick conglomerate layer in the hinged block stope stress leads to abnormal occurrence of rock burst induced by face as the major factor in the accident. This research reveals the form of stress distribution in the destroyed layer of the thick conglomerate rock, analyzes the stope law of coupling for the pressure burst behavior law for the mining work face, and the choice of preventive measures to provide a theoretical basis and implementation.     

煤矿深井采场矿压显现及其控制特点

根据采场围岩控制原则、垮落带岩层的判别式、裂隙带老顶在触矸处的下沉量计算式和移动支承压力与采深的关系,分析了采深对采场矿压显现不同参数的影响,并通过实测加以验证根据岩性随采深的变化,讨论了深井采场可能出现的冒顶事故,并提出了相应的控制,认为采深对矿压显现的影响在采场支护方面不明显,而煤壁片帮将随采深增加而加剧。深部围岩逐渐变碎强度有所降低。深部采场应加强对垮睦顶事故的防治,把顶板护好。