山西大同煤矿区冲击地压灾害分析与防治建议

煤矿冲击地压是煤矿井巷或工作面周围煤岩体剧烈释放煤岩体造成巷道挤压、破坏、冒顶的一种动力现象。近年来随着煤矿开采强度、深度不断增加,已成为中国煤矿安全生产的重大灾害之一。山西是中国重要煤产地,采煤历史悠久,矿井数量众多。山西最早冲击地压事故出现20世纪60年代的大同侏罗系矿区,2004年以来随着煤矿开采深度的增加,冲击地压对煤矿安全生产影响愈加突出。通过对山西大同矿区煤矿冲击地压的分类和扰动因素的分析以及防治和监测预警方式的分析,发现大同矿区已发生煤矿冲击地压事故主要为浅部冲击地压,发生冲击地压的岩体主要是煤体、顶板和底板, 其中以坚硬顶板型和煤柱型冲击地压为主；煤矿冲击地压的自然扰动因素主要是顶板冲击倾向性和煤体冲击倾向性,此外地应力环境和矿井地质构造也是影响煤矿冲击地压的两个重要因素。煤柱集中载荷和不合理的支护方式是大同矿区煤矿冲击地压事故的两个重要人为扰动因素。大同矿区应优化开采和掘进方式,从井田和矿区层面上尽可能减少和避免冲击地压的发生。此外,应重视对地应力和冲击地压发生机理的研究。建议对山西全省400 m以深矿井冲击倾向性进行全面的“体检”和筛查,从区域上对煤矿冲击地压发生进行预测预警。     

上保护层煤柱引发被保护层冲击机理研究

长城一矿和峻德煤矿所发生的由保护层煤柱引发冲击的案例表明,保护层煤柱影响范围内仍属高应力区,且工作面上方都存在坚硬的顶板。通过分析两起事故中被保护层煤体的赋存条件,探究发生此类冲击的影响因素。研究表明,典型的保护层煤柱诱发冲击主要有以下两种情况:(1)大采深小层间距下,以"高静应力为主,低动应力诱发"型冲击;(2)中等采深大层间距下,以"高动应力为主、低静应力诱发"型冲击。静力系由煤柱传递的应力和层间岩体的自重应力以及保护层采空区的残余支承压力组成,动力系主要是本煤层已开采工作面形成的侧向支承压力。建立了判断发生冲击地压的评估方法,为此类矿井的开采提供理论依据。并提出了工作面位置设计、合理布置巷道、预前卸压、加强监测的防治措施。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

冲击地压煤层局部保护层开采的减压机理研究

保护层开采是区域性防治冲击地压的有效方法,但当开采保护层不具有经济价值、不开采保护层又不能保证主采煤层防冲安全的条件下,提出了开采局部保护层的防冲方案并进行了防冲和防大变形灾害的机理研究。为了论证开采局部保护层防冲方案的安全性,通过建立局部保护层和被保护层的力学关系模型,推导了在局部保护层作用下岩体应力的计算公式,绘制了不同宽度局部保护层条件下引起冲击的垂直应力和剪应力分布云图,给出了发生冲击和大变形边界的应力判据,为设计被保护层巷道的安全位置提供了理论依据。结合河南某煤矿的实际情况,给出局部保护层减压效果的计算方法,计算结果在该煤矿强冲击危险工作面设计中得到了应用。     

开滦矿区深部开采中巷道围岩稳定性研究

在对开滦矿区赵各庄矿、唐山矿深部开采过程中巷道围岩变形、破坏特征和矿井动力显现观测的基础上,结合数值模拟研究发现:(1)开滦矿区在千米深开采时水平构造应力远大于自重应力,原岩应力值远大于巷道围岩强度值,巷道将不可避免地要遭受破坏并表现为大变形强流变和严重底鼓;(2)随着开采深度增大,软弱煤岩层发生冲击地压的危险性随之增大,通常以煤层的整体突出为特征,其发生机理和高应力状态下硬岩(煤)中的岩爆有区别;(3)原岩应力状态对巷道围岩的变形破坏有着重要影响,而巷道形状对巷道围岩的破坏形式影响不大。     

深部复杂立体边界采场冲击地压防控技术研究

深部复杂立体边界采场在采掘期间很容易发生冲击地压,若采场再留有宽度较大的不规则阶段煤柱,则采场的冲击地压危险性更高。以侧向留设不等宽煤柱、回风顺槽上侧为立体不规则开采边界的赵各庄煤矿4137工作面为研究背景,建立了采场顶板结构力学模型,进行了冲击地压成因分析;在基于耗散结构体的耗散机制研究基础上,针对4137工作面煤层赋存条件,提出了以“L”、“I”型耗散结构体为主导的冲击地压防控技术;通过在不等宽煤柱区域实施“L”型耗散结构体,调整回采巷道煤岩体侧向集中高应力分布、改变了煤层能量耗散模式;通过在工作面实施“I”型弱结构体,在采场超前区域制造出一个动态移动的耗散结构释能体,该耗散结构体扩大了应力场范围、降低了应力集中程度、改变了煤体冲击能量聚集模式;煤层注水使采场煤体得到充分弱化,强化了耗散结构体的防冲功能。该防控技术在4137工作面进行了现场试验,试验显示冲击地压得到有效控制。     

基于能量法的近距煤层巷道合理位置确定

近距煤层开采时,若下煤层工作面回采巷道布置不合理,可能导致上煤层煤柱的瞬时失稳,造成动力冲击事故的发生。以平朔安家岭井工二矿近距离煤层开采为工程背景,建立近距煤层开采相似模型,研究下煤层开采时诱发上煤层煤柱的能量激增峰值的临界条件,从而确定下煤层工作面回采巷道的合理位置。研究结果表明,由于来自上覆岩层的压力大面积地积聚到煤柱上,使得煤柱内的应变能剧烈激增,则开采下煤层时上煤层煤柱能量积聚程度要大于上煤层开采阶段。同时,开采下煤层时,工作面回采巷道布置在距上煤层煤柱8 m以外为宜。巷道表面位移和地质雷达探测现场监测结果显示,当下煤层回采巷道距离上煤层煤柱大于8 m时,掘进过程中巷道没有出现变形破坏,位移收敛较为稳定,可以满足工作面回采需要。     

深部两软煤层沿空巷道冲击地压成因与防治研究

针对两软煤层的地质条件,建立了两软煤层冲击地压发生的力学模型。通过对模型的力学分析与现场实践,得出了深部两软煤层条件下冲击地压发生的主要原因,是受上部力源层和下部稳定层夹持下的软弱冲击层出现应力集中和能量积聚,采动活动诱发积聚的能量向破碎缓和区突然释放,造成煤岩块瞬时喷出,形成冲击地压。从深部两软煤层冲击地压发生的应力条件、能量条件、物质条件和冲击地压诱发因素等方面进行分析研究,制定了转移应力、保持护巷煤柱稳定性、巷帮加固、松动帮部、形成顶板支护体阻挡结构的冲击地压防治措施,并进行了现场实践,实现了工作面安全高效无冲击开采。     

基于覆岩理论的综采面双回撤通道冲击机理研究

以鄂尔多斯某矿综采面末采段过双回撤通道为背景,通过现场实测、数值模拟和理论分析等方法,基于覆岩理论对综采面双回撤通道的冲击机理进行研究。现场实测及数值模拟结果表明,采用双巷回撤方案的的综采面末采阶段主回撤巷与工作面之间的煤柱将承载较高的集中应力,当承载能力达到极限时煤柱冲击危险性最高;根据理论分析结果,综采面双回撤通道冲击机理为“DLZ”及其承载的“SLZ”范围内的高位岩层将传递较高的静态支承压力,达到了回撤巷煤柱发生冲击危险的应力条件,理论分析与模拟、现场研究结果较为吻合。综采面双回撤通道冲击地压控制机理为:确定合理的卸压参数,通过施工大直径钻孔释放煤体积聚能量,补强锚杆支护密度以减少围岩结构破坏程度,同时加强危险区域的监测预警,确保巷道围岩处于“低应力、强支护”状态。     

“两硬”条件下孤岛型短煤柱工作面顶板破断形态及灾害防治分析

"两硬"条件下孤岛型短煤柱工作面所采煤层应力高度集中,顶板边界条件复杂,多次采动影响容易引起顶板扰动型围岩动力破坏。为提高该类采场围岩控制效果,采用现场实测、理论分析等研究方法分析坚硬顶板破断形态、工作面矿压显现形式及引发围岩动力破坏的原因。结果表明:孤岛型短煤柱工作面坚硬基本顶发生II类"O-X"破断,仅弧形三角岩板影响工作面矿压显现强度,来压时煤体承受载荷组合形式为高静载、低动载,工作面异常矿压现象以临空侧浅部煤体局部动力破坏为主,不会发生大范围、高危害程度的冲击地压灾害;高储能系数坚硬顶板动力破断引发的冲击载荷经未破碎坚硬顶煤有效传递至下位煤层、侧向顶板结构失稳及高推进速度造成的煤体水平应力快速卸载均可能引发短煤柱工作面煤体动力破坏;基于浅部煤体动力破坏发生机制提出孤岛型短煤柱工作面"坚硬顶煤注水预裂"+"增加割煤高度降低推进速度"+"提高超前支架额定阻力和扩大超前支护范围"的综合防治措施,可有效提高坚硬顶板控制效果,减少煤体动力破坏现象的发生。     

急倾斜三软厚煤层留小煤柱沿空护巷技术

在急倾斜三软厚煤层走向长壁俯伪斜采煤条件下实施留小煤柱沿空护巷十分困难,煤柱稳定性和巷道围岩变形极难控制。针对这一难题,提出了包含煤柱小角度锚固法和十字护顶方法的留小煤柱沿空护巷技术,有效解决了煤柱易沿顶底板剪切破坏并向巷内搓动的问题,降低了巷道软弱围岩的破碎程度和变形量。现场试验结果显示,留设小煤柱的完整性保持较好,其中相较于原支护方式顶底板移近量减少了40%,两帮收敛量则减少了42%,巷道围岩变形得到了有效控制。与此同时,还得到工作面前后方回采巷道的矿压显现呈现明显的6个分区,分别为工作面前方无影响区、工作面前方矿压显现影响区、工作面前方矿压显现强烈区、工作面后方顶板激烈活动区、工作面后方顶板活动减缓区和工作面后方基本稳定区。其中,工作面前方矿压显现强烈区和工作面后方顶板活动激烈区的范围明显大于缓斜近水平煤层,这为分区制定围岩控制措施提供了有利依据。所得研究成果可为我国急倾斜走向长壁俯伪斜工作面沿空护巷技术研究提供一定的补充。     

岩浆岩侵入区巨厚煤层掘进巷道冲击地压机制研究

针对岩浆岩侵入区采掘期间冲击地压频繁发生的实际问题,运用理论分析、数值模拟以及工程实践等研究方法,研究岩浆岩侵入区巨厚煤层掘进巷道冲击地压机制。主要结论如下:基于弹塑性理论推导出巨厚煤层巷道围岩应力分布计算公式,由此绘制应力分布等值线图,结果表明最大主应力方向、最大剪应力集中区位置均与煤层倾向相垂直,煤层倾角不能改变最大主应力和剪应力的集中程度,而侧压系数对最大主应力集中程度的影响较大。坚硬岩浆岩顶板在采空区上大面积悬顶导致其附近大面积煤体应力的整体升高,为冲击地压发生提供了静载荷;掘进施工诱发岩浆岩局部侵入带能量的瞬时释放,为冲击地压发生提供了动载荷;综上分析,建立岩浆岩侵入区巨厚煤层掘进巷道冲击地压的力学模型,得出冲击发生判据,进而获得冲击地压发生机制。应用研究成果,较好地分析了矿井实际掘进巷道冲击地压的发生机制,并有效地指导了冲击地压防治实践。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。     

“三硬”条件煤层压变区域失衡冲击理论及应用

冲击地压是一种矿山动力灾害,是煤矿井工开采领域的难题之一,“三硬”条件下的冲击现象更为复杂,是开采此条件煤层亟待解决的问题。本文利用相似模拟试验揭示了“三硬”条件煤层应力集中和分布规律,结合数值模拟分析了工作面前方能量积聚情况,总结了“三硬”条件冲击地压的特征及发生过程,提出压变区域失衡冲击理论。理论认为:采、掘活动引起采煤工作面周围应力重新分布和集中,继而煤层出现软化破坏区、硬化弹塑区和裂隙压密区。软化破坏区吸收硬化弹塑性区煤体破坏释放的能量。当硬化弹塑区单位时间内释放能量大于软化破坏区吸收能量时,压变转化动平衡遭到破坏继而发生冲击地压。在此理论的指导下提出以煤层卸压孔为主、顶底板卸压槽、爆破为辅的“三硬”条件冲击地压防治措施,在实际应用中取得显著效果。     

坚硬顶板断裂过程中弹性能量积聚与释放的分布规律

冲击地压是煤矿生产中遇到的严重自然灾害之一,其能量变化规律一直是人们研究的重点。现场实践表明,大多数冲击地压发生在工作面煤壁前方超前支承压力范围内。在采矿学、材料力学和岩石力学研究的基础上,提出基于覆岩均布应力和增量应力作用的坚硬顶板初次断裂力学结构模型,首次推导得出弹性基础梁的能量分布计算公式,分析工作面前方坚硬顶板断裂前后的能量积聚和能量释放分布规律。当弹性基础的坚硬顶板悬露到极限距离后,将在煤壁前方最大弯矩处断裂,在断裂两侧发生反弹、压缩现象。离工作面距离越近,弹性梁的变形量和弯矩越大,积聚的弹性能量越多,坚硬顶板断裂后,释放的能量也越多。坚硬顶板断裂后发生压缩、反弹的空间区域,是产生冲击的震源区域。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

孤岛工作面冲击矿压危险及其控制

孤岛工作面及其周围巷道附近应力集中程度高，顶板运动剧烈，再加上地质构造的影响，当采深较大时，冲击危险程度很高，很容易引发冲击矿压。孤岛工作面冲击矿压危险检测预报及控制的技术是先分析冲击危险程度，确定冲击危脸指数，提出早期预报，然后，采用电磁辐射和钻屑法进行及时预报，最后，采用卸压爆破进行处理，并采用电磁辐射和钻屑法检验防治措施的效果。实践证明，这套技术安全、可靠、有效，能够保证在工作面进行高效生产。