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。     

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。     

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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。     

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...     

古叙矿区沿空护巷技术探索及应用

古叙矿区石屏一矿、宏达煤矿分别在突出矿井缓倾斜薄及中厚煤层综采、机采工作面,采用石墙落巷[1]架设金属梯形棚支架联合支护实行沿空护巷技术探索及应用实践。采用该技术不仅提高了矿井回采率,降低掘进工程量,缩短采面准备时间,缓解矿井采掘接替与治灾矛盾,还避免了留设煤柱区矿压集中可能导致的煤与瓦斯突出威胁,为矿井实现安全生产、高效生产创造了条件,对矿区及相似开采条件煤矿沿空护巷具有一定指导意义。     

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。     

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。     

煤矿井下带式输送机液压卸煤装置设计

以纳林庙煤矿二号井6-2116综采工作面为工程背景,针对回收煤柱工作面充填空巷用煤量大且运煤困难的问题,设计了一种煤矿井下带式输送机液压卸煤装置。该装置由支撑装置、改向装置和液压系统组成,安装在主运巷道与辅回撤通道交叉口位置;利用液压泵站为动力,通过支撑装置和改向装置相互配合将煤炭从带式输送机上卸下,再经转载运输至用煤空巷。通过该卸煤装置,原煤不需要升井后再用无轨胶轮车运输到井下,提高了经济效益和充填效率,降低了安全风险。现场工业性试验结果表明,采煤机割煤速度为0.8m/min、刮板输送机速度为0.4m/s、转载机速度等级为低速、带式输送机速度为1.0m/s、改向油缸和支撑油缸伸出长度为0.7m时,卸煤装置可实现连续卸煤,满足试验工作面充填用煤需要,保证了回收煤柱工作面的正常推进。     

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。     

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。     

工作面回采对邻近大巷变形影响实测

目前大巷围岩控制及其变形理论分析与模拟分析往往对某些现场特殊条件如断层构造进行简化考虑,导致模拟结果与实际结果出现较大差异。针对该问题,以某矿回采工作面为工程背景,采用现场实测方法分析工作面开采后其邻近大巷的变形规律,研究工作面回采对邻近大巷的影响。通过历时3个月共14次巷道变形数据实测及分析,得出结论:受采动影响剧烈区域巷道变形是工作面回采、采动断层活化和交叉应力集中综合影响的结果;随着测点与工作面水平距离逐渐增大,巷道变形速度减小,说明巷道受采动影响逐渐减小;不同测点处巷道左右帮变形速度特征与顶底板类似,顶底板变形明显大于左右帮,说明巷道主要受水平应力影响;在工作面后续推进过程中,在推进至断层交面线附近时应加强巷道围岩变形监测。     

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。     

高应力区巷道支护结构采动破坏特征研究

高应力区巷道围岩裂隙发育,支护结构更易受采动影响而失稳破坏,而目前对巷道支护结构在采动过程中破坏演化特征的研究鲜有报道。针对双柳煤矿3316工作面地质特征,采用井下动态载荷实测、原位探测、数值模拟等方法,对3316抽采巷支护结构受采动影响破坏动态演化特征进行研究。结果表明:(1)采动对高应力区巷道支护结构动态载荷影响明显,采动影响增强系数达2.1～5.8,致使部分锚杆(索)达到屈服极限甚至发生破断,巷道围岩有失稳破坏风险。(2)采动应力增大引起围岩内部次生裂隙扩展,集中在0～2.44m范围内,围岩裂隙受采动影响系数为1.92～2.54,围岩黏聚力减小,加速支护结构破坏,导致巷道变形加剧。(3)采动对支护结构破坏影响具有显著的时效特性,工作面超过测点10～70m处支护结构受力受采动影响最明显,且两帮支护结构受力具有非对称性。通过优化锚杆强度、锚索直径及间排距等关键支护参数,可有效提高支护强度,巷道顶板变形量为146mm,较优化前减少了71.7%,实现了巷道围岩稳定控制。     

沿空留巷在厚煤层的研究与应用

为控制110采矿法采空区的稳定性,需了解采空区全生命周期围岩应力和变形演化机制。为此,本文通过数值模拟和工程数据验证理论分析结果,结果表明,采空区巷道的应力变形演化可分为11个阶段,采前围岩主要表现为小变形,主要由不平衡应力引起。为控制采空区巷道围岩变形,可利用顶切和高预应力支护技术增大围岩的最小主应力,减小围岩的最大主应力,保证应力圈远离包络面。综上,从应力演化的角度揭示了巷道变形的本质,并提出了相应的控制措施,以期为110采矿法空侧巷道控制工程设计提供理论指导。