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。     

动压影响下深部回采巷道围岩失稳及支护研究

以大同煤矿集团有限责任公司某深部厚煤层综放开采煤矿为背景,通过围岩地质力学测试、井下煤柱应力实测及合理煤柱尺寸确定等方法研究动压影响下深部回采巷道围岩失稳特征及支护方案。研究结果表明:顶板煤体平均抗压强度为32.08 MPa,粗砂岩平均抗压强度为89.85 MPa,4号煤层平均抗压强度为17.61 MPa;测量区域最大水平主应力为26.26 MPa,最小水平主应力为13.39 MPa,垂直应力为15.80 MPa,最大水平主应力方向为N34.4°W,原岩应力场在量值上属于高应力区;一次动压影响阶段,超前支承压力对煤柱的影响范围及影响程度远远小于工作面回采后采动应力对煤柱的影响;二次动压影响阶段,孔深8~18m处煤柱处于弹性核区,合理煤柱宽度至少为55m。提出了14103辅运输巷初始支护设计,现场工业性应用表明:在14102工作面回采期间,巷道有效断面积为巷道掘进断面积的97.5%;14103工作面回采期间,巷道顶底板移近量约为300mm,两帮移近量约为260mm,完全满足矿井安全生产要求。     

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC~(3D)数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6～12m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200mm,两帮最大移近量约为130mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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...     

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。     

煤柱应力区的巷道破坏特征及控制技术研究

在连续煤层开采过程中,上部采空区残余煤柱常导致下伏长壁开采工作面产生强应力,应力积累会造成回采巷道严重破坏变形。为此,以隆泰煤矿巷道的应力破坏变形过程为例进行了研究,分析了采矿巷道围岩的破坏变形过程,运用FLAC3D模拟了应力分布特征以及巷道周围垂直应力和破坏带的演化过程。结果表明,支护煤柱以下工作阻力普遍较高,平均值为9726.6kN,采空区以下普遍较低,平均值为7 655.5 k N;受影响,回采巷道在距工作面30 m以外变形破坏程度相对中等,在距9+10号工作面30 m以内变形破坏程度相对严重;基于残留煤柱集中应力分布特征,采用水力压裂控制其力学特性,改善了回采巷道应力环境。     

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。     

闭坑矿井矿界煤柱采动损伤及其安全性评价

闭坑矿井矿界煤柱受采动损伤后其隔水能力降低,易导致闭坑老空水破坏矿界煤柱进入相邻生产矿井,影响矿井安全生产。以淮北矿区两相邻矿井即闭坑矿井沈庄矿和生产矿井袁庄矿的矿界煤柱为研究对象,采用FLAC 3d数值模拟和理论计算方法,对沈庄矿S2Ⅱ313工作面和袁庄矿Ⅲ3142工作面矿界煤柱采动损伤区宽度进行研究,根据研究结果确定矿界煤柱采动损伤区宽度为13.1 m,表明矿界煤柱已被破坏,两相邻矿井边界煤岩层已不具备阻水能力。在此基础上对矿界煤柱安全性进行了评价,得出现有矿界煤柱存在渗水和溃水危险性,需采取布置阻水帷幕或注浆加固等措施。     

孤岛工作面冲击地压多指标监测及危险性区域划分

孤岛工作面回采过程中受煤柱应力集中和工作面动压的叠加影响,容易发生冲击地压灾害。现有方法采用单一指标对冲击危险性进行预警,存在较大的预警误差,无法全面反映采掘过程中的冲击危险性。针对上述问题,为了研究孤岛工作面回采过程中的冲击地压危险程度,以济宁二号煤矿93下05孤岛工作面为工程背景,提出了孤岛工作面冲击地压多指标监测方法,利用工作面回采过程中钻屑量、微震、钻孔应力等多指标综合分析了该工作面的冲击危险性,并根据工作面不同区域的冲击地压危险性进行了区域划分。分析结果表明:在联络巷附近及未保护区,微震日最大震动能量及震动总能量、钻屑量及钻孔应力值均明显提高,得出在孤岛工作面回采过程中,联络巷附近及未保护区是冲击地压的危险性区域。根据危险性区域划分结果,考虑到在不同区域应力集中程度的差异性,提出并提前实施了参数差异化的大直径卸压防冲措施,降低了应力集中程度,防止了冲击地压灾害发生。     

深部掘进巷道爆破卸压防治冲击地压技术

针对深部掘进巷道采用大直径钻孔卸压防治冲击地压存在卸压强度低、卸压不及时、劳动强度大等问题,以陕西彬长矿区孟村煤矿401103回撤通道为工程背景,分析了冲击地压发生主控因素,认为煤岩层强冲击倾向性、大埋深、断层构造是诱发冲击地压的主要原因:煤岩层具有强冲击倾向性使得煤岩系统具备发生冲击地压的能力;工作面埋深大导致集中静载荷水平处于高位,降低了冲击地压发生门槛;主承载区高集中静载荷叠加断层能量积聚释放的集中动载荷,极易诱发冲击启动,进而导致冲击地压显现。利用爆破卸压防治冲击地压作用表现为结构重建、应力释放及能量消耗:对掘进巷道围岩支承压力峰值区域实施爆破致裂可在巷道围岩内形成卸压保护带,从而降低煤岩冲击倾向性、削弱高集中应力、增加冲击能量消耗,达到降低冲击地压风险的目的。针对401103回撤通道提出了顶板、掘进工作面、帮部爆破卸压方案,并采用震波CT探测及微震监测对卸压防冲效果进行检验,结果表明:采用爆破卸压方案后,高应力区面积减少了50%,应力集中程度明显降低;微震事件平均能量显著下降,均小于10⁴ J,且微震事件能量无急剧变化,卸压效果良好。     

张双楼煤矿应力集中区冲击地压灾害防控实践

目前的爆破卸压防治措施仅针对煤层顶板,对顶板-煤体-底板三协同爆破卸压治理研究较少,特别对坚硬厚层砂岩顶板覆层区域的冲击灾害防治研究更少。针对上述问题,以江苏徐矿能源股份有限公司张双楼煤矿74101工作面为工程背景,从开采布局、煤岩冲击倾向性、砂岩覆层区应力集中程度方面分析了其冲击灾害诱发因素,揭示了煤岩体突然失稳破坏诱发冲击灾害的原因,认为顶板砂岩覆层异常、断层地质构造、底板坚硬细砂岩等地质条件造成局部高应力集中是诱发冲击灾害的主要原因。采用矿震震动波CT反演技术精准探测得到74101工作面强冲击危险区:运输巷侧沿巷道75 m,延伸工作面60 m椭圆形区域;轨道巷侧沿巷道60 m,延伸工作面80 m椭圆形区域。针对划分的高应力集中区,提出了精准的“顶板-煤体-底板”一体化爆破卸压技术,对74101工作面冲击危险区域进行卸压防冲,并采用微震监测手段及现场观测对卸压防冲效果进行评价。结果表明:爆破卸压后,74101工作面厚硬砂岩覆层区矿震日累计能量由1.57×104 J降低至104 J以下,震动频次降低50%,矿震活动呈现低能量、低频次的特征,冲击危险性显著降低,验证了一体化爆破卸压技术适用于张双楼煤矿厚硬砂岩覆层区冲击动力灾害防治。     

基于FBG传感器网络的煤矿巷道在线监测系统设计

在掘进和采煤的过程中,巷道围岩的受力情况复杂多变,因此,巷道离层位移和围岩压力的实时监测是保证巷道正常工作的一个重要因素。设计了一种基于FBG传感器网络的煤矿巷道在线监测系统。该系统实现井下700 m数据采集,井上分析处理,可提供时序趋势变化、结构分布变化和阈值报警等功能。根据朱仙庄煤矿巷道的特点,系统安装4只FBG位移传感器、4只FBG土压力传感器和4只FBG温度传感器,对巷道掘进区域的离层位移、围岩压力和温度变化进行在线监测。监测结果表明:系统对离层位移、围岩压力和巷道温度变化反映灵敏,能够有效保证巷道掘进的正常进行,且为后续巷道施工提供数据支持和理论依据。     

巷道掘进过程中煤炮现象发生范围及机理研究

为了说明煤炮现象的发生范围和发生机理,采用RFPA2D数值计算软件对某煤矿巷道掘进过程中围岩的变形破坏过程和声发射现象进行了数值模拟研究。研究结果表明,矿井工作面回采巷道发生的煤炮现象是在巷道两帮15 m及顶板约10 m范围内在巷道变形破坏过程中积聚的大量弹性能量释放的过程,是一种能级相对较小的动力现象,不是冲击地压发生的前兆信息。     

不同水平应力作用下的倾斜软岩巷道围岩稳定性的数值模拟研究

结合工程实例,运用数值模拟软件FLAC3D对垂直应力恒定条件下改变水平应力时倾斜软岩巷道围岩的应力、位移变化规律进行了数值模拟分析,得出了如下结论:随着水平应力的提高,巷道两帮应力集中范围变化不大,顶底板应力集中范围变大,应力峰值向巷道深部转移,其中右肩的剪应力集中程度大于左肩;巷道顶底板垂直位移及两帮水平位移均呈增大趋势;相同水平应力条件下,倾斜软岩巷道变形具有非对称性。     

煤层顶板深孔“钻-切-压”预裂防冲技术试验研究

针对现有顶板定向水力压裂技术中缝槽预制工序繁琐、成缝质量差的问题,提出钻孔、高压水射流切缝、高压水力压裂(钻-切-压)一体化预裂顶板防冲技术,并在葫芦素煤矿进行了试验研究。试验结果表明:“钻-切-压”一体化技术与装备在不退钻杆的前提下能够进行人工切槽,并采用单孔后退式多次压裂,提高了施工效率;使用的对称双孔型高压射流器能够高效形成4~5 mm宽度的人工缝槽,增大了切缝效果,并降低了压裂时裂缝起裂压力,扩展了压裂半径,单轴抗压强度为50~60 MPa的顶板岩层,单次压裂半径最大可达15 m;“钻-切-压”技术弱化顶板使得巷道围岩应力水平降低,临空巷道附近高能微震事件数量大幅减少,微震频次和能量无急剧变化,保证了工作面顺利回采。     

基于分布式光纤技术的煤矿巷道顶板监测系统

当前巷道顶板变形监测方式为基于井下工业环网的在线实时监测,采用电子式和光纤光栅式的位移传感器并以无线方式连接,存在有较多监测盲点、误差较大、依靠连续供电等问题。针对上述问题,设计了一种基于分布式光纤技术的煤矿巷道顶板监测系统。该系统以布里渊光时域反射计(BOTDR)作为数据采集和分析的核心监测工具,采用5 mm钢绞线光纤作为感测光纤,以锚杆、锚索为固定点布设光缆,通过顶板光纤的应变变化来监测顶板变形状况,实现了对煤矿巷道顶板的实时在线分布式监测。现场应用结果表明,光纤应变变化能够实时准确地反映顶板变形情况,基于光纤应变的顶板监测结果与顶板离层仪监测结果、十字法观测结果一致。用光纤应变表征顶板变形程度消除了人为因素和断电等影响,保证了监测结果的客观性,这种长距离、耐腐蚀、抗干扰、无需供电的分布式光纤应变监测方式为煤矿提供了一种全新的巷道监测手段。