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。     

厚松散含水层失水沉降相似模拟实验研究

目前缺乏对厚松散含水层地质采矿条件下覆岩破断及变形规律的深入研究。以淮南矿区潘四东煤矿11111工作面为工程背景,构建相似材料模型,采用数字摄影测量提取位移法记录模型开挖过程中覆岩破断过程及覆岩变形情况。分析了含水层失水沉降原因:覆岩在W型剪切应力拱作用下形成2条纵向的主导水裂隙带,导水裂隙带的进一步发育引起含水层失水固结,在厚松散层重力作用下进一步压实,随着覆岩破断运动的加剧,在弯曲带和覆岩共同挤压下形成О型剪切应力拱,压缩薄层空间,导致地表下沉量增大。分析了失水状态下覆岩损伤情况:工作面开采工作完成且覆岩达到稳态后,前垮落角为57°,后垮落角为62°,导水裂隙带高度为63 m,开切眼及终采线上方覆岩在应力集中作用下断裂,产生纵向裂隙,开切眼及终采线上方垮落带区域内覆岩产生横向离层裂隙,纵向裂隙和横向离层裂隙加剧了覆岩与含水层间的水力联系。给出了失水状态下覆岩动态运动规律:随着开采工作面的推进,各观测线覆岩下沉量逐渐增大,接近开采工作面的观测线覆岩下沉量最大,工作面上方覆岩的观测线下沉量曲线走势基本类似且跳变一致,含水层上方的观测线下沉量曲线走势基本吻合且跳变同步,工作面上方与含水层上方的观测线下沉量跳变异步,表明含水层对覆岩移动变形具有重要作用。     

巨厚松散层下煤层开采薄基岩变形及矿压显现研究

以赵固一矿12051综采工作面为研究对象,采用UDEC数值模拟软件对巨厚松散层条件下煤层开采薄基岩变形及矿压显现进行了研究。结果表明:(1)工作面初次来压步距为55 m,周期来压步距为15m;开采后上覆薄基岩出现垮落带和裂隙带,垮落带高度为12.4 m,垮采比为3.54,裂隙带高度为36.7m,裂采比为10.48。(2)随着工作面推进距离的不断增加,工作面前方支承压力影响区范围、支承压力峰值和塑性区范围均增加;当基本顶初次来压后,工作面前方支承压力处于稳定状态,主要表现为最大应力集中系数和塑性区范围基本保持不变。研究结果可为类似地质条件下综采工作面围岩控制提供依据。     

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。     

石泉煤矿切顶卸压沿空留巷方案

在分析切顶卸压沿空留巷技术优势的基础上,结合石泉煤矿19022工作面地质及开采技术条件,提出适用于石泉煤矿的切顶卸压沿空留巷方案:回采巷道超前加强支护选择高强度锚索配合单体液压支柱迈步抬棚;对采空区至超前支护段的巷道顶板实施预裂爆破,构成卸压时的断裂切顶线;工作面后方的沿空留巷采用贴帮丛柱+单体液压支柱抬棚+液压抬棚的形式进行补强支护。矿压监测结果表明,巷道顶板平均下沉量为95 mm,两帮平均移近量为225 mm,符合巷道断面变形要求;巷道支架平均支护阻力为33MPa,符合巷道支护强度要求。     

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。     

综放工作面初采期抛物线型高位钻孔瓦斯抽采研究

针对采用常规高位定向长钻孔在工作面初次来压期间瓦斯抽采效果不佳的问题,以中煤华晋集团有限公司王家岭矿12309综放工作面为工程背景,通过物理相似模拟和数值计算分析了初采期综放工作面煤层顶板覆岩结构和裂隙发育规律:初采期的煤层顶板裂隙发育高度低、数量少,随着工作面的推进,顶板裂隙逐步发育,裂隙发育的高度和范围随着推进距离的增加而增大,裂隙最大发育高度约为28m,工作面来压步距约为50m;初采期工作面瓦斯浓度和涌出量较大,沿工作面倾向,瓦斯浓度从20～150架支架逐渐增大,沿工作面走向,由煤壁300mm至后刮板输送机瓦斯浓度逐渐增大,采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的50%以上,瓦斯涌出量整体上呈上升趋势,且有明显的阶段性特征。根据现场实际情况和初采期综放工作面瓦斯涌出特征、覆岩结构及裂隙演化规律,对初采期的常规高位定向钻孔的轨迹进行了优化设计,提出了初采期抛物线型高位定向钻孔瓦斯抽采方法。将钻孔的终孔位置设计在煤层里,与采空区直接导通,用于工作面初采期采空区低位瓦斯抽采,解决了初采期常规高位水平长钻孔层位较高的问题。现场应用结果表明:相比于常规高位定向钻孔,采用抛物线型高位定向钻孔可在工作面采空区基本顶初次来压前有效抽采采空区低位瓦斯,瓦斯抽采纯量平均提高了约37%,上隅角和回风流最大瓦斯体积分数均小于0.80%,达到了瓦斯抽采的预期效果。     

非均质岩石损伤效应下沿空留巷煤柱宽度研究

目前对沿空留巷煤柱宽度留设的研究集中在煤柱强度、煤柱载荷与煤柱稳定性方面,很少考虑岩石非均质性及损伤效应对煤柱留设宽度的影响。以乌兰木伦煤矿四盘区12煤沿空留巷为工程背景,在考虑岩石非均质性-损伤效应基础上,综合运用理论分析、数值计算、现场实测等方法,研究了煤柱留设宽度。研究结果表明:岩石非均质性-损伤效应模型可较好地反映岩石破裂特征,即在弹性阶段仅有少量颗粒发生破坏,在塑性阶段裂隙开始发育并出现贯通现象,在破坏阶段形成沿对角线方向的宏观剪切裂纹;随着煤柱宽度增大,巷道整体变形量先减小后增大,在煤柱宽度为6m时发生突变,煤柱周围损伤区域范围及损伤程度不断减小;采动侧巷帮变形量大于非采动侧,但随煤柱宽度改变的变化量较非采动侧小,采空区侧围岩损伤分布大于实体煤侧;根据理论分析、数值计算确定沿空留巷煤柱宽度为5m并应用于工程现场,工作面前方巷道整体变形量不大,工作面后方60m后顶板覆岩移动变形基本稳定,验证了沿空留巷煤柱宽度留设的合理性。     

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。     

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。     

综放开采覆岩导水裂隙带高度研究

为了对某工作面3煤层综放开采后的顶板水害防治提供理论依据,分别采用《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中的经验公式预计、数值模拟和井下仰孔分段注水法实测3种方法对回采工作面的覆岩导水裂隙带高度进行了研究,所得经验公式预计值为51.1,59.0m,数值模拟计算值为63.5m,实测值为65.4m;综合比较分析得出该地质条件下开采覆岩导水裂隙带高度为63.5~65.4m,山西组砂岩含水层位于导水裂隙带范围内,属于直接充水含水层,但裂隙带未波及石盒子组砂岩含水层与新近系松散含水层,正常综放开采不会对工作面涌水产生直接影响。     

浅埋深综放工作面矿压显现规律及控制研究

现有工作面矿压规律研究主要是针对浅埋深大采高工作面矿压规律和顶板结构进行研究,针对浅埋深综放工作面强矿压显现规律和控制技术研究较少。针对该问题,以某煤矿42202工作面为研究背景,采用工作面支架监测和微震监测相结合的实测方法,研究了工作面的强矿压显现规律:42202工作面的初次来压步距为60m,周期来压步距为18～26m,来压时支架动载系数高达1.58,片帮深度达1 100mm,立柱下缩量为50～80mm,强矿压导致工作面压架,来压时中部压力大、两侧小,表明工作面来压时矿压显现较为剧烈;微震事件主要集中在工作面超前位置及辅运巷,日累计能量与日频次变化趋势基本相同。分析了浅埋深综放工作面的强矿压机理,指出浅埋深综放工作面强矿压显现的主要原因是采场覆岩高位关键层形成的砌体梁结构与低位关键层形成的悬臂梁结构发生联动失稳效应。针对强矿压显现问题,提出了水压致裂的顶板弱化措施,采取水压致裂措施后,支架工作阻力最大值由59.1MPa下降到50.1MPa,降低了约15%;深孔最大应力降低了15%,浅孔最大应力降低了32%,表明水压致裂对顶板弱化和减弱巷道围岩应力有较显著作用。     

基于深孔预裂爆破的厚硬顶板控制实践

针对厚硬顶板工作面开采强矿压问题,以潘北矿11313工作面为工程背景,通过理论分析基本顶破断特性,制定了厚硬基本顶深孔预裂爆破方案,利用数值模拟研究了厚硬基本顶在不同深孔预裂爆破厚度下围岩应力演化规律及有效深孔预裂爆破厚度下超前支承压力分布。模拟结果表明;应力拱向运输巷侧旋移且应力拱拱高随爆破厚度的增大而增大,应力拱形态由勺状转变为椭圆状;当基本顶预裂爆破厚度为12m时,工作面超前支承压力影响范围和超前支承压力峰值距工作面煤壁的距离与爆破前相比分别增大了8.5,18.8m,超前支承压力集中系数由爆破前的1.67减小为爆破后的1.3。现场监测结果表明:厚硬基本顶预裂爆破后,工作面下部支架最大载荷和平均载荷降低,支架动载系数发生明显波动,煤壁片帮得到有效控制。     

深部“三面”孤岛工作面采动覆岩变形特征研究

为研究左、右、上三面均存在老采空区的深部"三面"孤岛工作面回采过程中覆岩变形破坏特征,以某煤矿120502工作面为研究对象,利用FLAC~(3D)模拟软件对回采过程中覆岩应力、位移和塑性区变形特征进行了系统的数值研究。结果表明:左、右、上三面均存在老采空区的"三面"孤岛工作面在回采过程中主要受上部老采空区扰动,倾向上左侧煤柱应力集中程度较高,走向上工作面前方的垂直应力先降低后不断升高,应力集中系数不断增大;垂直位移的方向由向下转变为向上,向下的垂直位移峰值不断增大,但向上的垂直位移峰值保持稳定;塑性区的破坏范围呈现"马鞍形",逐渐扩大与临近3个老采空区塑性区相互贯通,且顶板上方岩体处于拉压应力区,采空区围岩裂隙发育更为充分;临近老采空区和卸压煤体内的瓦斯均向开采层采空区流动,应重点加强该工作面采空区内的瓦斯抽采工作。     

巨厚砾岩孤岛工作面微震特征研究

为有效防治巨厚砾岩孤岛工作面的冲击地压,运用微震监测技术,开展了针对千秋煤矿21141孤岛工作面的微震时空演化特征规律及周期来压与超前支承压力之间的相关性研究。结果表明,微震事件高发区域有3个:Ⅰ区为21141孤岛工作面前方50~300m范围内,Ⅱ区为21141孤岛工作面距采区胶带下山600~900m范围内,Ⅲ区为21采区下山煤柱区域,微震事件多发生在工作面前方的垮落带;顶板周期来压前,微震事件的频次、日累计能量有所增加,顶板来压期间,微震事件的频次、日累计能量都明显高于非来压期间的事件频次及能量;大部分冲击地压发生在超前支承压力峰值范围。     

开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响分析

目前大多煤矿根据平均开采厚度来确定煤柱宽度,进而指导沿空掘巷,然而煤层在形成过程中受各种因素影响,存在同一煤层厚度变化较大的情况。针对综放工作面煤层开采厚度变化大,导致沿空掘巷围岩变形差异大及破坏机理复杂等问题,采用FLAC 3D软件建立巷道模型,分析平均开采厚度下的围岩变形和破坏规律,并确定合理的煤柱宽度:平均开采厚度为18 m时,在实体煤帮侧,煤体内支承压力峰值与煤柱宽度呈正相关,且煤柱宽度大于8 m后,支承压力增长幅度变缓,因此合理的煤柱宽度应为8 m。在煤柱宽度确定的情况下,研究开采厚度对沿空掘巷围岩稳定性的影响,结果表明:煤柱宽度为8 m时,随着开采厚度的增加,顶板剪破坏面积增大,覆岩变形范围与顶板下沉量增大,但两帮剪破坏面积和两帮移近量减小;当煤层开采厚度小于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈负相关;当煤层开采厚度大于18 m时,煤柱内支承压力峰值与煤层开采厚度呈正相关,但增长幅度较小。根据数值模拟结果得出结论:开采厚度的增大对沿空巷道两帮的围岩控制有一定益处,但对顶板维护不利,对开采厚度较大的部位应及时补加锚杆进行强化支护。现场实际应用验证了本文研究的可靠性和有效性。     

煤柱留巷水力压裂参数对卸压效果的影响

针对煤柱留巷围岩变形控制采用的水力压裂卸压技术,为确定水力压裂参数,以山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司长平煤矿43122煤柱留巷为研究对象,利用平面离散元UDEC软件对水力压裂钻孔压裂次数和压裂位置对卸压效果的影响进行了数值模拟。结果表明:压裂分段长度越大,相应压裂次数越少,水力压裂对顶板的弱化效果越差,压裂分段长度以不超过4m为宜;压裂钻孔位于下区段工作面煤柱侧时会引起煤柱应力升高,压裂钻孔位于上区段工作面采空区侧和煤柱上方时均能实现煤柱应力降低,其中压裂钻孔位于上区段工作面采空区侧时卸压效果最明显。根据数值模拟结果确定的水力压裂参数进行了现场试验,结果表明,采用水力压裂卸压后,煤柱留巷围岩变形稳定期较未压裂时缩短33.3%,煤柱留巷顶底板移近量和两帮移近量较未压裂时分别降低63.5%和45.5%,煤柱留巷围岩变形量显著减小。     

郭屯煤矿回采工作面次生应力变化规律研究

针对郭屯煤矿1304工作面巷道变形破坏现状,对该工作面次生应力进行实测:在该工作面巷道某处施工3个监测钻孔,在钻孔距工作面150m处布置4个HI传感器,分别监测不同位置岩体受采动影响所产生的次生应力变化。实测结果表明,超前支承压力峰值位于1304工作面前方约6.9m处,应力集中系数约为2,为避开超前支承压力峰值,小煤柱尺寸应小于6.9m;巷帮煤体承受的垂直应力较高,为56.7 MPa,巷道掘进中应及时进行支护,以提高小煤柱的承载能力。     

高位钻孔优势抽采区分布规律研究

为了提高煤矿高位钻孔抽采瓦斯效率,基于覆岩采动破坏理论和瓦斯运移特征,提出了高位钻孔优势抽采区的概念,即位于冒落带和裂隙带之间的能够保证稳定高效抽采效果的区域。以下沟煤矿作为研究对象,采用数值模拟及现场验证的方法确定了该矿ZF302采煤工作面的高位钻孔优势抽采区,并对其分布规律进行了研究。研究结果表明,ZF302采煤工作面抽采优势区位于顶板垂高为34～57m的区域;抽采优势区中,单孔瓦斯抽采量呈现出先升高、后平稳、再降低的趋势;当终孔高度位于70～57m区域时,单孔瓦斯抽采量从0.66m~3/min逐渐上升至1.48m~3/min,之后在高度57～34m区域内进入平稳区,单孔瓦斯抽采量始终保持在1.0m~3/min以上;高位钻孔终孔位置位于顶板垂高55～65m范围内时,优势抽采区的抽采时间最长,单孔瓦斯抽采量最高;钻孔参数优化后,钻场钻孔数量从28个减少到18个,减少了35.71%;日抽采量从26 008.75m~3提升到31 046.4m~3,提升了19.37%。     

极近距离煤层同采工作面错距优化研究

针对现有极近距离煤层联合开采研究方法获取开采错距存在较大误差的问题,以某煤矿9号和10号煤层为工程背景,分析了极近距离同采工作面在30,36,44m开采错距下的矿压规律,研究了3种开采错距下工作面支架工作阻力变化与支承压力的演化特征。结果表明:100402综采工作面支架工作阻力随开采错距增大呈现先减小后增大的特点,36m开采错距下100402综采工作面倾斜方向支架工作阻力利用率变化幅度最为平稳;090402普采工作面超前支承压力峰值随开采错距增大呈现先减小后增大的演化特征,其与支架工作阻力变化规律一致;开采错距为36m时上下工作面两巷受超前支承压力影响,前顶板锚杆压力变化平稳,顶板离层较小,离层量基本稳定在0.6mm以内,说明36m开采错距合理,工作面两巷超前段锚杆压力与顶板离层略有增大,需加强巷道支护。