多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术

戊9-10-22290工作面为平煤六矿三水平二采区的孤岛工作面,风巷外段在采掘服务期间将会受到上覆戊8及下伏五矿己组回采影响,采掘时空关系异常复杂。目的为探讨多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术,方法基于采掘工作面应力时-空演化关系,提出平煤六矿戊9-10-22290工作面风巷外段全生命周期内的围岩控制方法,并进行现场工程应用。结果结果表明:上覆近距离煤层开采后,巷道顶板出现拉剪破坏;本煤层和下伏煤层回采过程中,巷道将逐段受到超前支承压力作用;根据巷道围岩所处的扰动时-空过程和高应力环境,提出“高预应力高强锚杆+锚索+深孔爆破卸压”的抗压-让压-卸压相结合的综合围岩控制技术。现场工业性试验表明,巷道服务期间两帮最大变形量为347 mm,顶板下沉和底板鼓起均在可控范围内,能够满足矿井安全生产需求,取得较好的技术和经济效益,结论研究结果可为类似条件下的回采巷道围岩控制提供参考。

有限回采空间内贫矿资源无底柱分段崩落法低贫损开采方案研究

做好无底柱分段崩落法的贫损控制对于矿山经济效益及环境保护具有重要意义,但当矿床开采条件复杂、矿石品位较低时,矿石贫损控制难度将会大幅增加,在此条件下如何做好矿石贫损控制一直是崩落法开采方向的重要关注点。金川龙首矿西二采区无底柱分段崩落法采场仅可布置4个分段,回采空间十分有限,不利于矿石的贫损控制,加之西二采区矿石品位较低但经济价值较高,因此在开采过程中需要严格控制矿石贫损。针对西二采区的复杂开采条件及贫损控制需求,提出了一种“首采分段总量控制出矿、中间分段低贫化出矿、最末分段低贫化出矿+辅助进路回收残留矿石”的组合式低贫损回采方案。以西二采区为工程背景,设计并制作了一种高仿真度的物理放矿模型并对该方案展开了试验研究。结果表明:即便是在暂时不考虑回收最末分段残留矿石的情况下,该方案可使西二采区崩落法采场的矿石回收率达到75.6%,而废石混入率仅为6.0%,在确保矿石回收率的基础上显著降低了矿石贫化。该方案在现场应用后,实际的矿石回收指标与试验结果基本接近,表明该方案在西二采区有限回采空间内实现了贫矿资源低成本、高质量回收的总体目标。

“三软”厚煤层回采巷道掘锚一体机工艺优化及应用

“三软”厚煤层回采巷道围岩整体强度低,且岩层结构组合普遍变化较大,造成掘进工作面悬露顶板稳定性差异明显,部分顶板稳定性较差区域无法直接采用掘锚一体机及配套施工工艺,造成掘进工作面频繁停工,整体掘进效率下降。针对此类问题,以沙吉海煤矿“三软”厚煤层回采巷道为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟等综合研究方法,阐明了掘进工作面悬露顶板漏冒、掘锚一体机陷入底板或跑偏、煤壁片帮是制约掘锚一体机在“三软”厚煤层回采巷道中应用的关键制约因素;考虑悬露顶板厚度、扰动影响系数、顶板各岩层强度及各岩层完整性等参量的影响,建立和推导了掘进工作面悬露顶板极限跨距计算公式;形成了以掘进工作面悬露顶板极限跨距计算为主导的巷道围岩稳定性分级方法,将“三软”厚煤层回采巷道围岩划分为极稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定5个级别;提出了不同稳定性级别围岩条件下掘锚一体机装备及施工工艺分类优化方案,并从截割滚筒位态调整、底板接地处理、巷帮作业平台增设等方面给出了困难作业环境下掘锚一体机应用对策。研究成果在沙吉海煤矿B1003W05工作面巷道进行了工程应用,其分类优化方案可有效保障掘锚一体机在“三软”厚煤层中的正常运行,相比邻近巷道采用悬臂式掘进机综掘工艺,掘进速度提升了1.0~1.8倍。

区段煤柱下大断面回采巷道不同成巷方式分析研究

为了探究在区段煤柱下大断面巷道在掘进时受到扰动最小的一种成巷方式,以乌兰色太煤矿掘进52202工作面运输顺槽为研究背景,针对该工作面实际地质资料,通过数值模拟分析了大断面巷道在不同成巷方式条件下的塑性区形态、应力场及位移场分布规律。结果表明,先掘进5.4 m宽正常巷道,后扩帮2 m的成巷方式为最优成巷方式,将其应用于工程实践,为同类型区段煤柱下大断面巷道提供参考依据。

柿竹园多金属矿地采转露采期间矿柱回采方案研究

柿竹园多金属矿前期采用阶段空场法对矿房进行开采,但并未对采空区进行充填,矿房采完后对部分矿柱抽采,形成特大空区群,导致矿山的矿柱资源回采极其困难。为了能够安全高效地回采空区群内的矿柱资源,同时减少地下开采对露天开采的影响,先对矿山的矿柱分布范围、储量和品位进行了调查分析,再对矿柱的整体回采顺序以及间柱、顶底柱的回采方案进行了研究。研究发现空区群内的间柱、底柱采用无底柱分段崩落法回采,顶柱采用大直径深孔爆破并段回采方案最为合适。所提方案有效解决了柿竹园矿矿柱回采面临的问题,有助于矿山实现在不增加或少增加采空区的前提下维持矿山由地采过渡到露采期间不降低产能的目标。

下峪口煤矿23306下工作面回采巷道合理错距研究

近距离煤层采空区下回采巷道合理错距的确定对巷道安全高效掘进意义重大。以下峪口煤矿为工程背景,采用理论分析及现场试验的方法,对23306下进顺采空区下回采巷道合理错距进行研究。得出下峪口煤矿23306下进风顺槽合理留设错距为22 m,根据23306下进顺错距留设情况提出支护方案并根据巷道顶底板及两帮位移变化情况进行监测验证,监测发现巷道各测点顶底板及两帮的移近量均小于450 mm,大多时间内两帮的移近量小于350 mm,煤柱帮的深基点和浅基点的位移变化量基本一致,且随着巷道的掘进,未出现较大变形,说明采用22 m错距可实现围岩变形稳定,研究可为类似条件巷道安全高效生产提供经验和参考。

赋存于软弱围岩下残矿回采方案优选

通过对不同位置的残留锶矿矿体特点的深入分析,针对顶柱采用房柱空场嗣后充填法、间柱采用阶段空场嗣后充填法的方案进行了研究,以确保对稀有金属锶矿的安全高效回采。同时,结合数值计算,进一步优化了残矿回采方案。研究结果表明:采用预留0.5 m厚护顶矿层柱、1 m厚保安矿柱的回采方案,能够有效实现锶矿的安全高效回采;-150~-70 m中段除去护顶矿层后顶柱总可采储量10957 t,除去预留保安矿柱剩余间柱可采储量27930 t;房柱空场嗣后充填法对顶柱进行回采,其回收率约85%,利润约3000万元;阶段空场嗣后充填法对间柱进行回采,其回收率约80%,利润可达7000万元。通过合理配置顶柱和间柱的厚度既确保了矿体的稳定性又提高了回采的效率,极大地提高了经济效益。这一方案在解决软弱围岩下金属矿回采难题方面具有显著的借鉴意义。

某尾矿库销库工程回采设计及稳定性研究

对销库尾矿库进行尾矿回采,是提高矿产资源利用率的有效途径,而滑坡、溃坝等灾害事故在销库工程中频发。为探究出高效经济的回采方式,以多雨潮湿地区某尾矿库销库工程为例,通过分析技术条件进行方案设计,并基于数值模拟手段进行稳定性分析。结果表明:该尾矿库宜采用坝前干式+库内湿式的联合回采工艺,按由内到外、先库后坝、从上至下、单层开采的顺序进行回采,在回采过程中坝体稳定性均符合安全要求。

云锡高峰山矿段矿柱回采方案研究

为了更合理地回收云锡老厂分公司残矿资源,运用FLAC3D数值模拟软件对高峰山矿段残留矿柱回采进行模拟分析,提出6种不同的矿柱回收方案,针对分析结果确定了合适的矿柱回采工艺,并开展了工业试验。结合矿山实际情况,从多个维度分析剩余矿柱是否具备回收条件和回收价值。结果表明:可采用进路规格为4 m×4 m的两步骤胶结充填采矿法进行矿柱回采,一步骤胶结充填强度大于3.52 MPa,二步骤充填强度大于1.08 MPa;矿段内有4条矿柱相对完整、保有资源量大且品位高,现阶段具备回采条件,其中南盘区4#盘区矿柱需在锡精矿市场金属价格大于24.48万元/t时进行回采,其余3条矿柱可在锡精矿市场金属价格大于10.05万元/t时进行回采。

复杂散体状顶板回采巷道围岩注浆改性控制分析

复杂散体状顶板巷道围岩破坏严重,变形量大,支护困难。通过对复杂散体状顶板巷道围岩变形破坏特征与失稳原因分析,研究了不同配比似膏体注浆材料的浆液密度、析水率、流动度特征,探明了不同水灰比、粉煤灰掺量对似膏体注浆材料强度的影响机制,确定了似膏体注浆材料优化配比与注浆加固支护方案。结果表明:复杂散体状顶板巷道围岩表现为顶板破坏严重呈网兜状下沉,高低帮呈整体“凹”型膨胀变形;散块体、弱胶结、高应力、软煤体、支护失效是巷道围岩失稳的主要原因;随着水灰比、粉煤灰掺量增大,浆液析水率与流动度呈增加趋势、浆液密度则呈降低趋势,水灰比对浆液流动度影响大于粉煤灰掺量;浆液结石体破坏强度随着水灰比与粉煤灰掺量的提高分别表现为加速衰减姿态与急剧下降—缓慢增加—缓慢下降趋势;似膏体注浆材料优化配比的水灰比与粉煤灰掺量分别为0.6∶1与80%;采用锚杆(索)+似膏体注浆控制技术方案30 d后,顶板最大下沉量小于80 mm,两帮最大收敛量小于70 mm,巷道围岩稳定性较好。

回采巷道稳定性风险评判模型设计与系统应用

针对煤矿回采巷道潜在风险难以被量化预判的问题,筛选提取影响巷道稳定性的风险因子,通过融合算子将衍生模糊层次分析(FAHP)风险评判模型与灰色关联分析(GRA)风险评判模型融合,构建回采巷道稳定性评判FAHP-GRA双算法结构模型,并将评判结果与现场工程对比分析并加以修正,根据评判结果找出影响回采巷道稳定性的主要风险因子,提出具有针对性的风险管控措施。开发了“FAHP-GRA融合算法的回采巷道稳定性评判系统”,对鲁西煤矿3-2A07工作面、3-1116工作面回采巷道进行评判,评判结果与现场巷道监测情况具有较高的一致性,实现了回采巷道稳定性“有效评判,快速诊断,精准预防”的目的。

基于Flac^(3D)的某金矿回采方案优化数值模拟研究

为了探究矿床开采顺序对地表沉陷的影响,以某金矿的生产实际问题为工程背景,拟定不同开采方案,并采用Flac^(3D)软件数值模拟的方法,将地表监测的变形量及塑性区体积作为评价指标,分析不同回采方案下的地表移动规律。研究结果表明:2个中段同时开采产生的扰动会对地表移动有较大影响,第七中段与第八中段同时回采时,地表沉陷量最小;塑性区破坏体积与开采顺序有较大的关系,同时开采的中段总体积越小,矿山整体开采结束后被破坏的塑性区体积越小。研究结果为矿山安全高效开采提供参考依据。

基于未确知测度理论的矿柱回采方案优选

针对国内某铅锌矿深部采场中所遗留的高品位矿柱为工程背景,旨在寻找一种适用于此深部采场所遗留矿柱的高效且安全的回采方案。为此,采用了未确知测度理论,初选出三种矿柱回采方案,并选取采场生产能力等6个指标为定量指标以及机械化程度等3个定性指标共9个指标建立单指标测度函数,对三个方案进行综合评判。经过分析计算,机械化上向水平分层充填法(方案一)的优越度为2.27,属于Ⅱ级;分段凿岩阶段空场嗣后充填法(方案二)的优越度为2.55,属于Ⅰ级;上向水平分层进路充填法(方案三)的优越度为2.23,属于Ⅱ级。因此,方案优越度排序为:方案二>方案一>方案三。结果表明,方案二为最优的回采方案,能够高效且安全地回采深部采场中所遗留的高品位矿柱。

矿井回采工作面钻孔抽采瓦斯技术

为有效抽采矿井回采工作面瓦斯,以山西某矿3206工作面瓦斯抽采工程为例,分析了现用的顺层钻孔抽采瓦斯及顶板裂隙钻孔抽采瓦斯技术现存的不足,重点针对这些不足问题,提出了一些具体的改进优化措施,经实际应用这些措施并监测该工作面瓦斯抽采效果发现:该工作面上隅角的最高瓦斯体积分数与平均瓦斯体积分数分别为0.67%、0.48%;工作面回风流中的最高瓦斯体积分数与平均瓦斯体积分数分别为0.50%及0.36%,该工作面回采作业中再没出现瓦斯超限,瓦斯抽采效率较高,达到了较好的瓦斯治理效果,可为类似工况下综采工作面瓦斯治理提供参考。

复合顶板回采巷道稳定控制技术研究

复合顶板岩层各层之间容易产生不同的变形,导致黏结力变小,在实际生产中易出现离层破坏。通过使用锚杆(索)进行支护,可以改变围岩力学状态,有效控制围岩变形。以山西省四侯矿为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法研究了复合顶板回采巷道稳定控制技术。对比锚杆应力变化曲线可知,所选用的支护方式可以有效控制围岩变形;对回风顺槽动压条件下锚固支护现状进行评价,便于优化支护方案,并为下区段工作面进、回风顺槽支护方案设计提供理论依据。

新型无间柱下向进路充填回采工艺优化研究

采用下向进路分层无分段巷道充填采矿法回采矿体时,为了使下向单一进路巷道上覆充填假顶形成“嵌固梁”式力学模型,需要在矿房两侧间柱内安装一定间排距的超长锚杆,从而致使间柱内矿石无法回采。针对以上问题,对现有下向进路分层无分段巷道充填采矿法进行了设计优化,通过建立“长锚杆+经纬状钢筋网+上覆充填假顶”力学模型,提出了以“无需留设间柱并确保充填假顶稳定性”为核心的回采工艺。详细介绍了该回采工艺的技术方案与优势,并以山东黄金矿业(沂南)有限公司金场分矿为工程背景,对优化后的回采工艺进行了经济比较。研究结果表明:该方法不仅避免了矿产资源的损失与浪费,还可以借助上下盘围岩内的超长锚杆以及采空区内的经纬状钢筋网维持充填假顶的稳定性,实现了安全高效开采。

某矿山排土场安全风险分析及综合回采利用

排土场下游是居民生活区,存在一定的安全风险隐患,因此需要对排土场进行有效地安全管控和灾害防治。以某西南山区排土场为例,对排土场存在安全风险原因进行分析,并提出废石回采利用的方案。对排土场综合回采利用后的累计净现值、内部收益率和动态回收期经济指标分析,得出累计净现值为9 214.58万元,内部收益率为24.2%,动态回收期为5.47 a。该方案不仅消除了排土场的安全风险隐患,而且创造了显著的经济效益。

回采巷道超前支护段围岩控制技术应用

为了解决回采巷道超前支护段的顶帮移近、围岩变形对生产安全造成的影响,通过对围岩变形以及应力分布特征的模拟分析,优化了原有巷道的支护方式,经过对比模拟实验,确定了注浆锚索的支护参数,有效控制了巷道形变,围岩控制取得显著效果。

破碎矿段分层回采嗣后充填方案

破碎矿段的开采难度较大,现阶段主要采用无底柱分段崩落法,容易出现地表塌陷范围大、矿石损失贫化大、地压显现等问题。为适应安全环保的要求,有必要研究适应破碎矿段的高效充填采矿方法。本文以某矿山为例,综合分析矿体开采现状和技术条件,通过比较不同回采充填方案,提出破碎矿段的分层回采嗣后充填方案。

深部回采工作面过断层期间矿压显现规律分析

为了进一步掌握深部冲击地压矿井工作面过断层期间超前压力影响范围,保证工作面顶板安全,采用数值模拟和理论分析相结合的方法研究鲁西南某冲击地压矿井回采过断层的影响,并建立了相对应的模型。结果表明:断层对煤层最大主应力分布影响较大,轨道顺槽巷帮最大主应力随与切眼距离增大而减小,而胶带顺槽巷帮最大主应力随与切眼距离增大,与断层距离减小而减小;随与切眼距离增大,与断层距离增大而增大。回采期间,其超前影响距离为85~95m区间,在回采期间应对轨道顺槽超前范围加强监测。