预裂切顶卸压沿空留巷围岩力学特性分析及巷道支护技术

近年来,随着支护技术、矿压理论的发展,沿空留巷技术的应用日渐增多,工艺技术逐渐成熟。该技术在邢台矿已成功开采5个工作面,并逐渐形成一套系统完整、适应性强且较为成熟的沿空留巷工艺技术。但由于之前一直未进行预裂切顶卸压,造成留巷的巷道顶、帮、底变形量大,需反复卧巷、刷帮、改支跑马梁等不少于2-3遍,后期还需套支工字钢棚,巷道需反复整修等,每年单体损坏约300-500根,工序复杂繁琐,作业空间狭小、环境差,职工劳动强度大,综合留巷成本高,给安全生产均带来较大隐患。综采工作面采用切顶留巷技术,切顶卸压后,围岩应力分析可以为顶板支护参数选择提供理论基础。工作面回采的过程中,采空区顶板垮落后,沿空留巷上方形成悬壁梁,容易产生较大变形。本论文通过研究巷道围岩应力变化,采用预裂爆破切顶技术,配合巷道加强支护,减小留巷变形,保证留巷效果。     

高瓦斯煤层切顶卸压无煤柱自成巷技术应用研究

针对传统的沿空留巷技术多是采用靠采空区一侧巷旁充填等方法进行护巷,存在成本较高、施工工艺复杂、施工进度较慢等问题,以杜儿坪煤矿高瓦斯煤层62711工作面为研究对象,研究了切顶卸压无煤柱自成巷技术,从预裂切缝关键参数设计、留巷补强加固支护、采空区挡矸支护、瓦斯安全管理方法等方面详细分析了切顶卸压无煤柱自成巷工艺流程,并在工作面进行了矿压监测分析。分析结果表明,杜儿坪煤矿采用切顶卸压无煤柱自成巷技术实现了对采场的卸压作用,成功保留了62711工作面轨道运输巷作为下一邻近工作面的胶带运输巷使用,明显提高了煤炭回采率,缓解了煤矿采掘衔接紧张,避免了残留煤柱导致的相关矿山灾害;"Y"型通风方式的使用有效地解决了工作面上隅角瓦斯积聚问题。     

留巷巷道定向水力压裂卸压机理及试验

煤柱上部应力是留巷巷道强烈变形的力源,对于变形严重的留巷巷道围岩控制,采用传统爆破卸压技术存在安全风险较高、污染环境、围岩破坏严重等问题。针对上述问题,提出了留巷巷道定向水力压裂卸压机理,即通过水力裂缝的扩展在顶板岩层中产生弱结构面,降低顶板岩石的整体强度,在采动应力作用下,使弱化后的坚硬顶板及时破断垮落,降低留巷巷道应力水平。以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿4312综采工作面为试验地点,确定了定向水力压裂钻孔方案及钻孔布置参数。压裂结果显示:横向切槽深度达5mm,切槽效果良好;进行分段逐次压裂时,随着压裂处距钻孔孔口距离的增加,裂缝扩展所需压力相应增大。对留巷巷道压裂段和未压裂段进行了表面位移、煤柱应力监测,监测结果表明:留巷巷道变形主要以两帮变形为主,压裂段两帮和顶底板平均移近量比未压裂时分别降低约40.79%和69.80%;未压裂段的煤柱应力在接近工作面时出现峰值点,而压裂段的煤柱应力在距离工作面切眼后方200m左右出现峰值点,定向水力压裂转移了煤柱上部应力峰值位置。     

综放工作面过空巷泵送支柱技术

针对现有工作面过空巷基于传统支护方法,不能较好地适应多变的地质条件的问题,以大同煤矿集团永定庄煤业有限责任公司8103综放工作面为研究背景,通过理论分析综放工作面过空巷基本顶变形特征,提出了综放工作面过空巷泵送支柱技术。数值模拟结果表明,随着工作面距空巷距离减小,利用泵送支柱支护的空巷围岩垂直应力呈"双峰"-"孤峰"-"双峰"变化,围岩移近量先增大、后趋于稳定,说明泵送支柱能够承受工作面超前支承应力,保证工作面安全通过空巷。该技术在现场得到成功应用,空巷顶底板最大移近量为282mm,两帮最大移近量为152mm,围岩稳定性较好。     

煤矿井下水力压裂切顶卸压护巷技术应用研究

杜儿坪煤矿北三盘区8号煤瓦斯含量高,直接顶和基本顶均为坚硬的石灰岩,工作面回采后在上隅角容易形成较大面积悬顶,短期内不易自然垮落,致使相邻工作面保护煤柱内应力集中程度高。在工作面回采过程中,布置在煤柱下方的底抽巷受超前及侧向支承压力的影响,往往发生较大变形,严重影响了巷道通风和瓦斯抽采。受强烈动压影响的底抽巷,矿压显现剧烈,不能满足一巷两用需求。针对上述问题,以68306工作面为研究对象,开展了水力压裂切顶卸压护巷(底抽巷)技术研究。在回风巷靠煤柱侧不采帮顶板上实施水力压裂切顶卸压护巷技术,切断巷道和煤柱上方基本顶的连接,减小侧向悬臂梁的长度,削弱或转移煤柱上覆的高应力,降低煤柱的载荷,使68306底抽巷处于低应力区域,从根本上改变巷道围岩的应力状态,达到卸压护巷的效果。试验结果表明,实施水力压裂切顶卸压护巷技术后,明显降低了底抽巷围岩变形量,两帮和顶底板变形量分别控制在12%和20%以内;回风巷实施水力切顶后,工作面上隅角悬顶面积得到了有效控制,避免了上隅角瓦斯积聚。     

淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏机制与控制技术

针对华亿五一煤业淋涌水型煤泥岩顶板巷道变形破坏问题,以该煤矿11101工作面运输巷为例,采用现场观测与室内试验方法,对巷道破坏特征及机制展开了研究。结果表明:11101工作面运输巷煤泥岩顶板下沉变形显著,最大下沉量达700mm,锚杆索和工字钢支架损坏现象严重;顶板泥岩含有大量高岭石和蒙脱石成分,遇水易发生泥化、软化和膨胀变形;巷道破坏失稳是围岩强度低、泥岩遇水易泥化、未采取防水措施、支护方式不合理等因素综合作用的结果。提出了顶板全锚索支护+防水型锚固剂+泄水孔排水的淋涌水型煤泥岩顶板巷道破坏控制措施,并应用于11101工作面回风巷。实践表明,回风巷掘出约30d后,巷道变形趋于平稳,顶板最大下沉量约为112mm,巷道断面满足生产需求。     

无煤柱切顶留巷覆岩破坏特征及微震实测研究

为进一步研究无煤柱切顶留巷技术开采后的覆岩破坏规律,以柠条塔煤矿S1201-Ⅱ工作面为工程背景,采用物理相似模拟与数值模拟的研究手段,结合现场微震监测技术建立了微震波形数据库,研究了随工作面持续开采,无煤柱切顶留巷不同阶段的覆岩采动裂隙演化及应力空间展布特征,得出了工作面覆岩周期性破断规律。研究结果表明：工作面发生初次来压时的覆岩裂隙发育高度为57.6 m,切顶前中部裂隙带发育高度为95.5～96.1 m,裂采比为23.8～24.0,边缘侧裂隙发育高度为105.9～106.4 m,裂采比为26.4～26.6。切顶后工作面两侧裂隙带最终发育高度为104.3～105.2 m,裂采比为26.1～26.3,工作面中部裂隙带由于上覆岩层的不断压实弥合,最终发育高度为94.3～95.2 m,裂采比为23.6～23.8。当巷道分别处于掘进、切缝阶段,顶板位移基本没有产生改变;当其进入顶板下沉、切顶成巷阶段,顶板位移不断增大。切顶卸压完成后,巷道侧支承压力峰值增大,表明切缝之后的工作面跨度进一步增大,倾向支承压力不断增大;工作面顶板卸压效果显著,顶板产生大范围应力释放现象。在该工作面布置了微震监测系统...     

屯宝煤矿逆断层破碎带巷道变形控制研究

针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。     

动载作用下巷道超前支护区域划分

巷道超前支护区域划分和支护方式是影响回采巷道围岩稳定性的关键因素。现有研究大多在静载条件下对超前支护区域进行划分,对于动载冲击作用下的超前支护区域划分及巷道围岩与液压支架之间的关系需进一步探讨。以赵楼煤矿5304工作面巷道为研究对象,分析了液压支架受动载冲击时工作阻力的变化特征及围岩与液压支架的关系,提出了动态系数概念。在动载扰动作用下,超前支承压力峰值点向煤体内部转移,将会产生新的塑性区,因此将超前支承压力影响区划分为破裂区、塑性区、弹性区、原岩应力区、新增塑性区。根据煤岩状态及动态分界点,以动态应力为界限将超前支护区域划分为加强支护段、辅助支护段和原始支护段：加强支护段由破裂区、塑性区和部分弹性区构成,需要较高强度超前支护设备加强顶板支护;辅助支护段主要以弹性区为主,需要单体液压支柱或单元式液压支架辅助支护;原始支护段整体处于原岩应力区,不需要加强支护。运用数值模拟研究了动载作用下超前支承压力变化规律,建立了动载作用下巷道超前支承压力计算模型,推导出各支护段动态应力表达式。现场实测结果表明,根据巷道超前支护区域划分结果设计的支护方案支护效果良好,可满足超前支护区域支护质量要求。     

甜水堡煤矿煤巷支护参数与设备工艺优化研究

目前巷道快速掘进技术研究主要针对巷道快速掘进的影响因素、设备优化等,对巷道空顶距、支护参数、施工工艺联合优化的研究较少。针对该问题,以甘肃省环县甜水堡煤矿2号井1309工作面回风巷为研究对象,对煤巷支护参数与设备工艺优化方法进行研究。分析了巷道掘进各工序的用时特征,得出掘进、永久支护、临时支护用时最多,占比分别为25.3%,49.9%,6.2%;以耗时最长的3个工序为重点优化方向,构建了掘进工作面空顶区顶板力学模型,得出掘进工作面理论最大空顶距为2.32 m,考虑现场受设备、地质、工艺等因素影响,确定空顶距为2.0 m;根据不同支护方案下巷道围岩应力、变形、塑性区的分布特征,结合巷道高效掘进需求,确定最佳锚杆间排距为800 mm×1 000 mm。结合巷道实际的地质条件,配套优化了掘进设备、临时支护工艺与施工工艺。现场试验结果表明,优化后最大日进尺由8 m提高到10 m,巷道掘进速度提高了25%;巷道围岩变形基本处于稳定状态,最大变形量为226 mm。优化方案不仅保证了巷道的安全稳定,还显著提高了巷道的掘进速度。