基于高精度微震监测的承压水上底抽巷合理位置研究

以古汉山矿1604工作面为研究背景,采用高精度微震监测和数值模拟,研究了工作面回采过程中底抽巷围岩动态破坏特征以及底板突水危险性。结果表明:工作面两巷外侧底板岩体在沿空侧与沿实体煤侧出现不对称能量释放现象,其中沿实体煤侧运输巷外侧底板破坏尺度最大,深度约30 m;底抽巷位于底板下12 m、内错运输巷8 m位置时,巷道围岩释放能量密度值介于5～50 J/m~2,结合巷道围岩变形监测结果认为底抽巷位于该位置时受开采扰动程度较低;若底抽巷位于运输巷正下方或者外错于运输巷,围岩释放能量密度值均大于100 J/m~2,受开采扰动程度高。数值模拟结果表明底抽巷内错回采巷道8 m时处于底板卸压区,位于回采巷道正下方和外错回采巷道时处于应力集中区,受采动影响程度高,与微震监测结果较吻合。     

深部极近距离煤层群开采底抽巷层位布置研究

以平煤八矿深部极近距离煤层群为工程背景,对深部极近距离煤层群开采条件下底抽巷的合理布置层位展开了研究;采用FLAC^3D数值模型,模拟了底抽巷顶板与己16-17煤层不同净岩距离下煤层的塑性区、应力场和位移场演化规律。结果表明：当净岩距离为3、5 m时底抽巷上方煤层受到采动影响可以分为卸压区、应力集中区和原岩应力区;净岩距离为8～15 m时,上方煤层受到采动影响可以分为卸压区和原岩应力区;底抽巷的最优布置层位为保留净岩距离8～10 m;底抽巷掘进后,位于其正上方的位置卸压效果最好,该区域煤体充分变形,瓦斯治理较为容易,有利于后期煤巷的支护与维护,是布置煤巷的最佳位置;现场监测有效验证了底抽巷在该净岩距离下治理深部极近距离煤层群工作面瓦斯突出危险性的可靠性。     

义安矿底板抽放巷合理层位数值模拟

对于含水围岩条件下的义安矿工作面而言,底抽巷与煤层底板过近,不但巷道变形破坏严重而无法继续为相邻工作面服务,且底抽巷内的穿层钻孔因周围围岩破碎而难以封孔,造成抽放消突效果差;而距煤层底板过远,不但增加了穿层钻孔工程量和抽放材料消耗,而且还容易造成突水事故。结合义安矿12150工作面的实际赋存情况,采用FLAC3D软件对几种布置条件下底抽巷受力情况进行了模拟,并根据模拟试验和分析结果,探讨了底抽巷的合理布置层位。     

近距离倾斜煤层群上保护层开采对沿空留巷的影响研究北大核心

为研究近距离倾斜煤层群上保护层工作面开采布置对被保护煤层工作面沿空留巷的影响,以崔家寨煤矿1112工作面地质条件为工程背景,通过现场调研、理论分析、数值模拟和工业性试验等方法,对上保护层工作面卸压保护合理布置方式进行了研究。结果表明:上保护层采空区下方底板整体应力值较低,其下侧实体煤较上侧实体煤下方底板应力值要高;上保护层工作面布置于被保护工作面沿空巷道上方时能够更好的对沿空巷道围岩起到卸压效果。将优化后的上保护层工作面布置方式应用于1114工作面回采期间,现场液压支架工作阻力和沿空巷道围岩矿压监测数据证实了优化后的方案能够有效控制巷道围岩变形,改善沿空侧1114轨道平巷的围岩应力环境,提高沿空留巷服务期的安全性。     

开采扰动下底板巷道应力演化规律及围岩稳定性研究

为了研究开采扰动诱发底板瓦斯抽采巷围岩失稳问题,以龙凤煤矿5921底板瓦斯抽采巷为研究对象,采用数值模拟的方法分析了5921工作面开采过程中底板瓦斯抽采巷围岩应力演化过程及围岩变形破坏特征。研究结果表明：垂直应力在巷道跨度范围内随深度增加而增大,巷道位于工作面前方的位置,围岩应力分布特征大致相同,巷道位于采空区的部位,左帮岩体处于卸荷状态,而右帮岩体出现明显的应力集中现象;围岩变形在时空上相较工作面开采有一定的滞后,底板瓦斯抽采巷最大变形位置滞后于回采工作面10～30 m,工作面前方10 m范围内围岩变形呈增加趋势;底板瓦斯抽采巷位于采空区范围内的部位破坏以拉伸破坏为主,位于煤壁前方支承压力区的部位破坏则以拉伸-剪切组合破坏模式为主,巷道顶板垮落、底鼓的风险较大。     

紧邻煤柱侧工作面巷道掘进瓦斯治理方案

兴旺煤矿21608工作面运输巷位于煤柱应力集中带及潜在的瓦斯突出危险性,本文通过工作面上覆岩层"上三带"和底板"下三带"结构特征,分析了布置顶板高抽巷或底板底抽巷穿层钻孔达到21608运输巷卸压及瓦斯预抽都是可行的;进一步通过FLAC3D数值模拟了工作面回采时高抽巷或底抽巷不同的应力分布情况,并考虑到钻孔的工作量,优先选择了布置底抽巷穿层抽采,底抽巷距离16#煤层的垂直距离为8.5 m、距离21608运输巷的水平距离为58 m。现场采取实施75 mm直径、终孔间距为1.5 m的钻场实施瓦斯预抽及煤柱应力集中区卸压,最终保证了21608运输巷的安全掘进。     

近距离煤层群下行开采底板应力分布与瓦斯抽采技术研究

针对沙曲煤矿近距离突出危险煤层群开采的瓦斯防治难题，采用室内试验、数值模拟现场试验等研究手段对近距离煤层群下行开采底板应力分布特征与卸压范围及钻孔瓦斯抽采布置有进行分析。结果表明：煤层群各顶底板岩层物理、力学性质呈现不均匀分布，表现为岩层间横向性质相近，垂向岩性差异性较大的典型层状分布。其中，3号、4号、5号煤层间顶底板均为密度较大、内聚力较大、抗拉、抗压强度均较高的砂岩。4号煤层开采后采空区中部底板岩层一定范围内出现明显的垂直应力为0MPa的区域，底抽巷处在卸压区范围内，采空区中部下方底抽巷围岩垂直应力低于5MPa。底抽巷布置在距5号煤层14m处是合适的。工程实践表明，抽采半年后瓦斯压力由1.5MPa降至0.2MPa，平均抽采率维持在80%以上，采用底抽巷抽采瓦斯效果较佳。     

保护层卸压开采煤层变形与增透效应研究

为了研究高瓦斯赋存煤层卸压增透效应,以达到提高低渗透性松软煤层瓦斯抽采率,降低工作面瓦斯突出危险性,采用RFPA2D-Gasflow软件分析下保护层卸压开采后上覆煤岩采动裂隙发育、应力分布特征及由此产生的卸压煤层增透效应.结果表明:卸压开采煤层的透气性系数增大200倍左右,增透效果显著.利用该研究结果在顾桥矿沿空留巷内布置斜向上长短穿层钻孔,代替传统的底板巷内布置向上穿层钻孔抽采本层采空区内和上覆卸压煤层内瓦斯,可使沿空留巷中回风流和上隅角瓦斯体积分数均控制在0.5％以下,平均瓦斯抽采率达50％ ～ 70％,保证了工作面的安全回采.     

近距离高瓦斯煤层群底抽巷煤与瓦斯共采实践

针对近距离煤层群高瓦斯工作面的地质及回采条件,建立采场底板卸压数值分析模型,选取膨胀量和卸压系数两个指标分析了底板煤岩层运移和应力变化特征,指出作用于底板煤岩层应力的急剧增大与减小导致出现卸压膨胀现象,随工作面推进范围扩大,最终膨胀量和卸压系数大小分布呈现马鞍型。为减少底板煤岩体内卸压瓦斯涌入工作面,采用底抽巷治理瓦斯的方案,提出了底抽巷的布置原则。工程试验中,底抽巷顺层钻孔抽采瓦斯纯量及浓度逐渐稳定在最高值7 m~3/min和50%,工作面回风流及尾巷风流瓦斯浓度稳定在0.55%及0.6%以下,实现了煤与瓦斯共采。     

孤岛面预掘卸压硐室防冲击矿压数值模拟研究

针对某矿井孤岛工作面运输巷的冲击矿压问题,提出采用预掘卸压硐室防冲击矿压方案;结合孤岛面布置情况,建立平面应变模型,研究孤岛工作面受邻近工作面采动的影响情况;根据卸压硐室的布置方案,建立三维模型,研究掘卸压硐窒前后巷道底板沿走向和倾向的等效应力分布特征,分析卸压效果.研究结果表明:预掘卸压硐室防冲方案可以有效的降低巷道底板应力,将巷道底板原应力集中区转移至卸压硐室处,具有明显的卸压效果,可为冲击矿压的防治工作提供一定的参考.     

采动影响下底板瓦斯抽放巷稳定性研究

针对某矿底板瓦斯抽放巷受上部煤层采动影响破坏严重的现象,采用UDEC数值模拟对9#煤层开采过程中底板瓦斯抽放巷的稳定性进行分析,研究了采动影响下支承应力在煤层底板中的传播规律、底抽巷应力场、塑性区分布和围岩位移变化情况。通过采用锚杆锚索联合支护的方式,顶底板和两帮位移量明显减小,取得了较好的支护效果,保证了采动后底抽巷的抽采效果。     

跨采巷道的围岩稳定性预测与控制

利用数值仿真的方法研究了在移动支承压力作用下,煤层底板巷道围岩的位移、应力和塑性区发展规律以及采煤工作面位置对其底板巷道围岩位移的影响.研究结果表明,在跨采过程中,跨采对底板巷道的影响范围为采煤工作面前65 m至工作面后25 m,同时在应力增高区范围内的巷道围岩位移最大,在应力降低区范围内的巷道围岩位移最小,巷道围岩位移最大值发生在采煤工作面前15 m处,最小值则发生在采煤工作面后5 m处;在采煤工作面的推进过程中其下部巷道顶板、底板和两帮均处在不稳定阶段,可采用锚杆、锚索与注浆联合加固技术措施,以保证底板巷道跨采期间的安全使用.     

综放工作面煤柱巷道软岩底板非对称底臌机理与控制

针对综放工作面煤柱巷道非对称底臌剧烈、支护维护困难、起底工程量大等难题,以大南湖一矿综放工作面煤柱巷道为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场试验等综合研究方法,分析了煤柱巷道围岩周边应力环境特征及其作用下的变形破坏形态。结果表明:煤柱巷道底板强度低下以及在采动影响下围岩应力环境出现非均匀现象,进而导致巷道底板塑性区出现非均匀分布,是造成非对称底臌的内在原因;底臌变形规律监测结果显示,非对称底臌程度与放煤厚度有内在联系,放煤厚度在5.9 m范围内,放煤厚度越大,基本顶岩层破断偏转角度亦越大,巷道围岩周边主应力比值、主应力旋转角度等参数越大,底板塑性破坏引起的非对称底臌变形越剧烈;底板最大塑性破坏深度位置随着主应力方向旋转角度的增加,逐渐向巷道中部位置移动,导致底臌变形最大位置分布不同,同时,煤柱巷道的这种底臌变形可控性较差,现有技术条件下企图采用高强支护是不可行的,控制上应以适应底臌变形为主;然而,当放煤厚度超过5. 9 m,基本顶岩层有沿煤柱边缘失稳切落的可能,巷道围岩应力环境趋于原岩应力状态,巷道围岩塑性区分布范围大幅降低,底臌变形较小。据此,以巷道非对称底臌规律为依据,提出了以调整采掘关系、优化巷道底臌硬化方案为主的底臌控制对策,现场应用效果良好,底臌变形量有效减少的同时,巷道底臌处理工作量亦大幅降低。     

芦沟矿底抽巷锚注加固技术应用与研究

芦沟煤矿地处豫西三软煤层矿区,32141底抽巷作为32141工作面掘进前及回采前在二₁煤层底板内的瓦斯抽放巷,巷道埋深相对较深且围岩松软破碎。通过对原支护调查及围岩取样的实验分析,得知巷帮和底板泥岩无水强度较高,遇水分解,且含有膨胀性矿物,易造成巷道底鼓。针对以上情况且结合实际,对巷道进行了不同方案的数值计算,经过比较分析最终采用“锚网索喷+锚注”联合支护技术,利用锚杆注浆来强化巷道两帮和底板泥岩的强度,再配合锚杆、锚索达到锚杆、锚索和注浆加固围岩之间的协同支护能有效控制巷道底鼓。实践检验证明,锚注支护大大提高了围岩的支护效果。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

煤矿薄煤层定向钻孔水害探查技术研究

从保德煤矿水文地质条件出发,研究了矿区奥灰水突水危险性,计算了8号煤层底板安全隔水层厚度和突水系数。采用薄煤层定向钻探工艺对保德煤矿81312工作面胶带运输巷道和81313工作面辅助运输巷道底板以下岩层及10号煤层进行水害及隐伏构造探查,探明了8号煤层底板岩层地质构造及富水性,形成了区域薄煤层定向钻孔水害探查方法。研究表明,利用定向钻孔的一孔多用功能超前预抽10号煤层瓦斯,可为矿区安全开采提供保障。     

近距离煤层群底抽巷瓦斯抽采实验研究

针对山西焦煤集团屯兰矿近距离煤层群开采过程中,采煤工作面底板瓦斯超限的问题,通过对近距离煤层群采掘工作面底板煤岩增透机理分析及回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算,得出18205工作面底板瓦斯涌出量增大原因:18205工作面底板受采动影响,煤岩体形成裂隙带和卸压带,煤岩透气性系数成百倍增加,渗透率增大,为下邻近层瓦斯涌出提供了通道;下邻近层9#煤层瓦斯涌出量占18205工作面瓦斯涌出量的比例高达11.4﹪。结合理论分析、计算及开采条件,进行了底抽巷瓦斯抽采实验研究。结果表明:底板瓦斯浓度由0.46%降至0.1%,瓦斯抽放率提高了17%,矿井通风能力得到了提升。     

承压水上含隐伏构造底板突水机理研究

以昌恒煤矿9102工作面实际地质资料为基础,借助数值模拟与现场测试等手段,从底板应力分布特征与塑性区发育特征两方面分析了该工作面下隐伏构造对工作面推采的影响。研究结果表明：陷落柱等地质构造的存在,使得工作面回采时在地质构造前出现应力集中现象|工作面回采引发的底板岩体破坏形式主要以剪切破坏为主,且塑性区与陷落柱顶部靠近工作面一侧边界塑性区首先连通形成突水通道,进而引起底板突水|利用底板应变计监测工作面回采引发的煤层底板破坏情况,最终得出工作面回采引发的含隐伏构造底板的破坏深度与经验及理论公式的计算结果能保持一致,验证了现场测试方法的可行性及科学性,为承压水上底板含隐伏构造煤层的安全生产提供借鉴。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

Mechanism of Water Inrush and Controlling Techniques for Fault-Traversing Roadways with Floor Heave Above Highly Confined Aquifers

Floor heave and water inrush accidents are likely in fault-traversing roadways above highly confined aquifers. In this paper, the deflection curve equation for the key floor stratum of a fault-traversing roadway in the Zhaogu no. 2 coal mine was derived based on the cantilever beam model, and the line strain in the failure zone, ε, was introduced to characterize the relationship between floor heave and deformation of deep intact rock layers. Then, three- dimensional pre-grouting technology was established for floor reinforcement. Analysis indicated that the rock surrounding the fault-traversing roadway was highly fractured, increasing the risk of water hazards. Numerical UDEC simulations showed that the plastic zone of the roadway was greater due to the faults; the floor heave, in this case, was 2.6 times greater than without faults. However, water pressure applied to the floor had a limited impact on deformation of the surrounding rock. The measured maximum deflection of the stratum was 644 mm, and the line strain ε in the failure zone in the floor was 67 mm, which resulted in a difference of 3.5% compared with the modelled results. The apparent resistivity in the grouted areas, observed through comprehensive geophysical explorations, was increased, suggesting that the grouting reinforcement had been successful.