鄂西磷矿岩爆现状及治理措施研究

针对鄂西磷矿,在深入调查苏家坡磷矿、麻坪磷矿、桃郁溪磷矿等矿山地质特征及岩爆现象的基础上,分析了鄂西磷矿岩爆灾害主要发生部位、埋深及岩性等影响因素,提出了适合鄂西磷矿岩爆的治理措施:对鄂西地下磷矿进行地应力测试,根据地应力测试结果,优化回采顺序,减少应力集中区域,并在局部区域开展卸压和支护措施,保障井下安全开采。

底板动压巷道压裂弱结构体应力转移控制技术

为了满足煤矿安全生产的需要,许多巷道都会布置在煤层底板中,如部分运输大巷、排水巷道、瓦斯抽采巷道等。采动应力容易造成底板巷道围岩应力升高,加剧底板巷道围岩变形,造成支护永久失效、顶板下沉、巷道底鼓、两帮收敛等破坏。针对此,提出了在应力传递路径上实施水力压裂,在指定的区域制造出一定空间形态的水压裂缝网,形成压裂弱结构体,实现区域范围内的应力转移,从而降低巷道区域范围内的应力,控制巷道的围岩稳定性的控制技术,并通过理论分析及现场工程验证等方式,揭示了底板动压巷道压裂弱结构体应力转移的力学机制,建立了相应的力学模型,对压裂弱结构体的合理位置、范围等影响因素进行了求解。得出:(1)压裂弱结构体使局部应力场发生明显变化,出现应力升高区和应力降低区,应力降低区主要分布在弱结构体与采动应力连线的方向上,主要集中在一个拱形的范围内;由于膨胀效应,在与应力来源垂直的方向上产生应力集中,出现应力升高区。(2)最大主应力变化幅度与压裂弱结构体的长轴长L、短轴长H、到巷道的距离P、与巷道连线的水平夹角β、压裂层的强度C及内摩擦角α、压裂的损伤变量D等有关。其中到巷道的距离P对卸压效果影响最大,损伤变量D对卸压效果影响最小。(3)采用提出的计算方法设计了淮北矿业集团袁店一矿的103运输集中巷的卸压方案,工程应用结果表明,底板动压巷道变形速率明显减缓,验证了底板强动压巷道压裂弱结构体应力转移模型的合理性。

跨断层切顶卸压自成巷顶板变形机理及控制技术研究

针对跨断层切顶卸压自成巷顶板变形大不易支护的问题,以棋盘井煤矿东区11101工作面运输巷为工程背景,探究跨断层切顶卸压自成巷顶板变形机理,研究“切顶卸压+恒阻锚索”支护对跨断层切顶卸压自成巷顶板变形的控制效果。建立力学分析模型研究断层及切顶卸压自成巷顶板各相关参数对巷道直接顶应力的影响,将切顶卸压自成巷顶板变形过程划分为4个阶段,研究巷道顶板各阶段及总垂直位移量计算方法并给出计算公式,并将相关参数代入公式求解跨断层切顶卸压自成巷顶板垂直位移量;利用3DEC数值模拟软件建立跨断层切顶卸压自成巷数值计算模型,研究断层附近巷道顶板应力应变演化规律及恒阻锚索控制效果,研究结果表明:数值模拟上下盘巷道顶板变形数据与理论分析所得数据结果误差分别为1.14%、4.04%;恒阻锚索能够有效减小巷道顶板变形,与未使用恒阻锚索模型相比,上盘巷道切缝侧顶板垂直位移量减小至16.8%,下盘巷道切缝侧顶板垂直位移量减小至50.7%;上下盘巷道顶板在工作面回采过巷道测点断面过程中出现不同程度的应力集中,其中上盘巷道顶板的垂直应力集中值大于下盘巷道,分别为5.72 MPa和4.48 MPa;恒阻锚索通过减缓断层附近巷道顶板变形速率,待巷旁碎石帮充填完成后与碎石帮共同对巷道顶板变形进行控制;将11101工作面运输巷围岩位移监测数据与理论模型计算结果相比较,误差均在10%以内,证明“切顶卸压+恒阻锚索”支护方式对跨断层巷道顶板变形具有良好的控制效果。

钻孔卸压感知系统研制

在煤矿开采预防冲击地压方法中,针对钻孔卸压后周围压力是否达到卸压所需效果的问题,设计了钻孔卸压感知系统。该系统采用FPGA和Lab VIEW相结合的方式,利用FPGA控制高精度A/D转换器HX711采集传感器的数据,使用8通道模拟多路选择器74HC4051进行通道选择传输,通过FPGA将数据传输到Lab VIEW完成数据显现。实验结果表明,该系统可以准确、高效、直观地采集多通道的数据信号并呈现,可以判断出钻孔卸压后的卸压效果是否达到预期,具有较高的工程应用价值。

矿震与冲击地压防治研究进展

矿震与冲击地压是采矿领域亟待解决的热点、难点和瓶颈问题,为了有效控制矿震与冲击地压,综述矿震定义与分类、矿压假说及矿震与冲击地压防治技术,回顾切顶卸压理论及其在中厚金矿采空区处理与卸压开采、中厚及以下煤矿沿空留巷中的应用,并比较其与110工法的差异。据此,给出矿震定义,指出矿震与冲击地压发生的条件类似,针对厚矿体开采提出深埋坚硬顶板控制爆破切槽放顶技术。研究表明:控制爆破切槽放顶技术仍然是未来矿震与冲击地压防治中释放并转移高地压的主要方法,它还可将深埋厚矿体的“砌体梁”简化成弹簧岩梁承载体系。

首山一矿深部地应力分布规律及影响因素

为探讨平顶山首山一矿深部地应力分布规律及其影响因素,基于矿井实测地应力数据,运用构造物理学、岩石力学和数值模拟方法,研究了测点地应力类型、大小和方向分布规律,反演了地应力场分布特征,分析了埋深、岩性和地质构造对地应力的影响,确定了影响地应力分布的主控因素。研究表明:多元回归反演分析法获得的地应力计算值与实测值吻合,相对误差小于20%,结果可靠。矿井煤岩体处于三维压应力状态,煤层主应力关系为S_(H)>S_(V)>S_(h),地应力由矿井北部向南部呈现先增大后减小再增大的变化趋势,地应力为28~44 MPa,属于高应力水平,地应力方向为NEE向。埋深影响地应力大小和类型,随埋深增加主应力增大,应力场类型向准静水压力场过渡;岩性与地应力密切相关,从泥岩到砂岩或灰岩,地应力增大,弹性模量越大地应力越大,地层岩性的差异造成地应力大小离散分布、应力方向偏转角不超过10°;矿井地应力与埋深、弹性模量的关系可表示为σ_(H)=0.0350H+0.4681E−8.5513。地质构造是影响首山一矿地应力分布的主控因素,褶皱形态控制地应力的水平应力分布,向斜内弧应力值大于背斜内弧,且褶皱弯曲程度越大,其内弧地应力越大,应力梯度越大;断层带内应力降低、断层尖灭端应力集中,地应力方向沿着断层走向偏转,与断层走向夹角越大,应力方向偏转角越大;断层切割复式褶皱时,断层与向斜构造组合区应力值大于断层与背斜构造组合区,且断褶构造组合造成地应力方向分布紊乱。

上覆坚硬厚顶板煤岩卸压增透数值模拟及应用研究

基于榆树田煤矿上保护层开采时被保护煤层上覆岩层为坚硬厚岩层的实际情况,采用物理实验、数值模拟和现场应用等方法,研究上保护层开采推进时被保护区域的应力变化尤其是垂直应力演化规律和原岩应力区、应力增高区和降低区的演化规律,继而设计保护层开采方案并选定高位定向长钻孔进行瓦斯抽采。结果表明,被保护层上覆的坚硬厚岩层会形成关键层直接影响保护层效果;上保护层开采后被保护层的卸压程度为50%,膨胀变形量为0.391%,被保护层工作面回风瓦斯浓度降低至0.35%。现场应用结果表明,被保护煤层上覆坚硬厚岩层时,采用上保护层开采配合高位定向长钻孔抽采能够取得理想的卸压增透和瓦斯抽采效果。

深井直覆硬厚顶板侧向破断模式及采动应力响应特征研究

针对深井“三巷布置”工作面临空巷强烈矿压显现现象,以煤层直覆硬厚顶板为工程背景,运用理论分析、相似模拟、现场实测等研究手段,分析直覆硬厚顶板侧向破断模式,揭示临空巷强矿压显现机制,明晰工作面采动应力响应特征。研究结果表明:直覆硬厚顶板破断后,在工作面侧向形成长悬臂-铰接结构,破断线位于采空区内。直覆硬厚顶板岩性特征和几何特征决定着临空巷矿压显现程度,顶板越硬或者越厚,采空区煤体周围越容易产生较高的应力集中。直覆硬厚顶板下巷道围岩应力集中程度高,且临空侧超前支承压力影响范围更广,应力集中程度更高,巷道矿压显现更为剧烈;煤柱上侧向支承压力呈“同步受力、同步增长”变化特征,进入采空区稳定阶段后支承压力表现L+W型应力特征,相邻待采工作面煤柱侧出现非对称的应力峰值,煤柱中部出现应力双峰。受侧向高应力影响,下一区段巷道围岩主要表现为两帮中下部剧烈变形。基于工作面直覆硬厚顶板侧向破断特征和强动载矿压显现机制,提出了顶板灾害超前治理、“浅部强力支护+深部多层次卸压”的防控技术体系,为采场岩层控制提供有益指导。

覆岩高位整层爆破卸压“人造预裂层”源头防治冲击地压技术体系及应用

主动卸压防冲是落实强化煤矿冲击地压源头治理的重要措施。现行的主动卸压防控方式,或采用回采工作面平巷布孔卸压,或采用井下原位水力压裂技术,具有卸压保护范围有限、卸压施工进度制约等不足;或采用地面水力压裂防冲系统,具有卸压范围广时效长等优点,也需要解决前期投入等。因此,秉持源头防治、防患未然、经济高效的一体化的防冲卸压创新战略思想,研究一种实践易行、效果显著、可全面推广的新型区域卸压源头防冲技术体系势在必行。提出了覆岩高位超前整层爆破卸压技术体系,针对可产生动载荷的较高位关键层,创新高位岩巷、高位钻场、爆破钻孔布置,将高位坚硬岩层超前、整体、均匀爆破预裂,从而形成“人造预裂层”。该方法突破了一般的长钻孔距离限制,使得岩层爆破的卸压高度、卸压范围、卸压效果均大幅提高,可形成覆盖整个工作面区域甚至多个工作面的超前工作面开采的高位“人造预裂层”。高位爆破“人造预裂层”首先使得该高位坚硬岩层的来压步距和来压强度大幅减弱,其次也缓冲减弱了其上硬岩层向下传递的矿山压力,最后还可降低其下方硬岩层的来压步距。在陕西长武亭南煤业3409工作面首次进行了覆岩高位整层爆破卸压“人造预裂层”技术试验后,现场实测效果表明采用该方法较之常规爆破卸压区域,支架的平均来压强度、来压步距、来压持续距离和压力报警频次均大幅减少;巷道深孔和浅孔应力也均减少;微震事件总能量、大能量微震事件大幅度减少,且密集程度显著降低,工作面中段的微震事件尤为稀疏;地音高能事件、震源CT获得的冲击风险区域也有减少,各种实测手段均验证了高位爆破人造预裂层卸压防冲技术的优越性。

深井分段充填采矿应力演化规律数值分析

针对某矿山—700 m至—1100 m中段水平的典型采场布置方式,建立了数值分析模型,模型中段高度60 m,分段高度12 m。通过岩石力学试验,测试了矿岩、充填体力学参数,构建了1个原岩应力场状态和8个开挖与充填工作状态,并进行了逐次回采开挖与充填过程的数值模拟。数值计算与分析结果表明,伴随着相邻中段的回采,矿体厚度逐渐变薄,中段水平矿柱中应力集中现象较为明显,且以水平应力集中为主导,水平应力最大集中系数达到2.7。竖直方向应力变化特征差异性较大,其中,在前3次序开挖过程中,上盘存在压应力卸载现象,下盘存在压应力集中的现象。等效应力计算结果表明,随着矿体变薄,应力集中系数逐渐增大,应力集中效应由下盘逐渐向矿体中部转移,最大应力集中系数为2.79,发生于矿体中部位置。充填前后的应力场结果分析表明,充填过程对改善应力场集中效应有明显作用,且随矿体变薄,充填体在降低应力集中方面的作用越明显,模型中降低水平应力集中系数可达0.63。

强采动巷道断顶卸压稳定性控制机理及应用

为解决强采动条件下巷道大变形难题,以新上海一号矿1806N工作面辅运顺槽为工程背景,采用实地勘探、理论分析、数值模拟的方法分析强采动巷道变形破坏原因及围岩大变形机理,提出相应的控制对策进行现场工业性试验。研究发现:1806N工作面辅运顺槽大变形主要影响因素为岩石强度低、节理裂隙发育、完整性差、顶板富水严重、围岩遇水泥化,强采动高集中应力。基于围岩大变形断顶控制机理,形成辅运顺槽深部爆破定向预裂断顶结合补强加固的设计方案。借助数值模拟对断顶及未断顶巷道应力变化规律进行对比分析,断顶巷道端头最大垂直应力14.6 MPa,断顶后巷道端头最大垂直应力12.5 MPa,断顶后端头处垂直应力减小14%,断顶具有一定切断应力传递及减小巷道收缩的效果。开展现场工业性试验,断顶后端头顶底板位移减小37%,两帮变形减小19%,底臌发育长度减小92%,结果表明断顶可有效减少端头巷道变形以及超前底臌发育长度和高度,可为相似工程地质条件巷道建设提供参考。

沿空留巷开采覆岩裂隙演化规律及卸压瓦斯抽采技术

沿空留巷开采是我国煤炭可持续发展的重要方向之一,其采动覆岩卸压瓦斯运移储集区演化与传统开采方式有所不同。为进一步准确辨识沿空留巷开采覆岩卸压瓦斯运移储集区,通过数值模拟及物理相似材料模拟,研究了切顶侧与未切顶侧的裂隙特征,分析了采动覆岩裂隙动态发育过程及应变分布规律,提出了沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区位置判别方法,并进行了现场工程实践。研究结果表明:低位覆岩受切顶影响,易发生破断垮落;高位覆岩区域未切顶侧覆岩裂隙较为发育,切顶侧与非切顶侧裂隙发育高度相同。采动裂隙形态、覆岩应变形态均呈梯形,随覆岩周期破断,采动裂隙呈跃进态势向上发展。不同区域采动离层裂隙角度集中在0°~10°,竖向破断裂隙区角度主要集中在80°~120°。基于关键层判别、采动裂隙角度及数量、覆岩应变特征等,结合通风方式,提出沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区判定方法,将抽采钻孔布置在“采动裂隙锐角发育区+高瓦斯体积分数”区域,判定得出试验工作面抽采靶区为与煤层顶板垂距30~46m、与辅运巷平距30~55m的区域。试验工作面开采期间整体瓦斯抽采效果良好,说明基于沿空留巷开采卸压瓦斯抽采靶区判定方法设计的抽采钻孔具有合理性,可为沿空留巷开采“Y”型通风方式下卸压瓦斯抽采钻孔设计提供一定参考。

基于高位定向长钻孔的大佛寺煤矿卸压瓦斯抽采技术

陕西彬长大佛寺煤矿为高瓦斯矿井,绝对瓦斯涌出量190.4 m^(3)/min。矿井瓦斯治理工作坚持“超前预报、组织管理、综合研判、技术保障、效果评价”相结合的综合防治工作体系,采空区卸压采用“大孔径、多层次、高负压、大流量、密集抽”技术思路。以40204工作面、4034~上02工作面为研究对象,对工作面采动覆岩裂隙分布进行研究,模拟高位定向钻孔抽采下采空区瓦斯浓度分布,结合采空区“O”型圈模型的理论基础,针对大佛寺煤矿卸压瓦斯抽采的“高位钻孔设计、布置层位确定及抽采工艺”进行探讨,结合工程应用对瓦斯治理效果进行评判。结果表明,实施高位钻孔工艺后,工作面上隅角瓦斯稳定在0.15%~0.45%,回风瓦斯浓度稳定在0.2%~0.35%,证明高位定向长钻孔能够有效治理工作面卸压瓦斯,杜绝工作面瓦斯超限,确保矿井安全生产。

基于钢锥冲击的煤层卸压方法研究

针对煤矿冲击地压引起的采掘安全问题,以山西晋中左权五里堠煤矿3号煤层开采地质条件为工程背景,提出一种基于钢锥冲击煤层的卸压方法。根据通电线圈间产生电磁互感斥力原理,获得磁力驱动绕线钢锥撞击煤层的冲击力函数式,并结合弹性力学理论,分析冲击力作用下煤体应力场分布特征、裂隙类型、破裂范围及程度。结果表明:(1)冲击力与交流电电压及线圈级数呈正相关关系,与交流电频率及每米线圈匝数呈负相关关系。其中,电压是调控冲击力的最主要因素,综合考虑认为电压取660 V为宜。(2)计算显示钢锥长度与直径仅需1 cm和1.28 cm,与之匹配的2级加速线圈总长为2 cm,可实现冲击装置的微型化,便于在钻孔内灵活布置。(3)冲击力使钻孔横截面围岩出现集中系数为4.0~16.7的叶状极高应力区,其延伸长度为5倍钻孔半径,区内发育张拉裂隙;叶状区之外为集中系数1.7~3.3的高应力区,发育压剪裂隙,其范围可达50倍钻孔半径,据此得到卸压钻孔间距为2.5 m。(4)按卸压段长度,每孔内设置2个间距2 m的冲击装置,冲击力使钻孔纵截面围岩呈现针状极高应力区,相邻针状区间分布椭圆形压剪裂隙区,两者一起贯通2 m厚煤层,实现有效破煤卸压。研究成果为探索基于磁力钢锥冲击的煤层卸压技术奠定初步理论基础。

潘二矿顶板岩层水力压裂切顶卸压护巷技术研究与实践

针对潘二矿采区系统巷道受工作面回采多次采动影响巷道严重变形难以维护的问题,采用数值模拟、理论分析、现场试验相结合的方法,提出了顶板岩层水力压裂切顶卸压护巷技术,并进行了工程实践。结果表明:在工作面采动应力影响范围外超前对顶板坚硬岩层进行水力压裂,顶板岩层在高压水的作用下发生拉破坏,产生水力裂缝,高压水使水力裂缝与原有裂隙贯通,在保压作用下不断扩展,在顶板坚硬岩层中形成明显的人工裂缝,破坏了顶板岩层的完整性,阻断了采动应力在岩层中的传递,减小了超前支承压力的影响范围。在18215工作面收作期间,采区系统巷道变形量较小,保证了采区系统巷道的正常使用,取得了较好的卸压效果。

下伏邻近层瓦斯采动卸压运移规律及抽采特征研究

为研究下伏邻近层瓦斯采动卸压运移规律及顺层钻孔瓦斯抽采特征,以屯兰矿2^(#)煤层为研究对象,基于下伏采动卸压理论、底板采动破坏深度经验公式和稳定同位素测定分析技术,分析了下伏邻近层瓦斯卸压涌出规律,对下伏煤层顺层瓦斯钻孔采动卸压抽采特征进行了研究。结果表明:12507工作面底板采动破坏深度24.80 m,采动卸压后单孔最高抽采浓度75%、流量0.5 m^(3)/min,下伏邻近层瓦斯抽采量占工作面瓦斯抽采总量的27.08%,为实现下伏卸压瓦斯高效治理,需对下伏4^(#)煤进行采前预抽和采动抽采;根据上隅角瓦斯主要来源及占比,将工作面瓦斯涌出划分为3个阶段,单一煤层主导阶段、邻近层卸压调整阶段及卸压平衡阶段;工作面回采6~100 m时,采空区下伏4^(#)煤迅速卸压,瓦斯大量涌出至采空区,100 m后下伏4^(#)煤层瓦斯达到稳定卸压涌出。

下分层停采线外延后回撤通道顶板预裂卸压研究

分层开采时,当上分层已经回采完毕,为了对下分层尽量多回收煤炭资源,需要下分层安全通过上分层停采线后,继续向前外延回采。为了避免下分层外延的末采期间发生矿压灾害,需保证下分层的采空区顶板能够及时冒落。因而提出了工作面外延末采时伪斜调整渐进式通过上分层停采线,此外在上覆顶板采用水力压裂超前预裂的方式,对坚硬厚层砂岩弱化卸压。结果表明:下分层在安全通过上分层停产线后又安全外延回采了70 m,多回收煤炭资源近3万t;采用水力压裂对下分层外延后的顶板致裂卸压后,顶板厚层砂岩能够及时垮落,垮落的周期来压步距小于15 m,未发生矿压灾害,保证了安全生产。

综放开采工作面初采瓦斯治理研究

针对3311综放工作面初采期间采空区悬空面积大、采空区瓦斯及邻近层卸压瓦斯涌出量大问题,为确保工作面安全生产,提出综合优化通风、顶板超前弱化、强化瓦斯抽采等方式进行瓦斯综合治理。具体措施包括:1)采面通风方式由“一进一回”的U型改为“两进一回”的W型;2)采用水力压裂技术对工作面顶板进行超前弱化,缩小初采期间采空区顶板悬空面积;3)在33112巷与33113巷的联络巷施工高位定向长钻孔,尾巷内施工高位钻孔+中位钻孔+本煤层穿透钻孔+底板钻孔方式提高采空区瓦斯及邻近层卸压瓦斯抽放。工程应用后,3311综放工作面初采期间回风隅角、回风留瓦斯体积分数分别控制在0.42%、0.35%,瓦斯治理效果显著。

迎采对掘巷道密集孔卸压及分段控制技术研究

针对炭窑坪煤矿坚硬顶板迎采对掘巷道变形破坏严重、难以维护等问题,采用理论分析与数值模拟相结合的方法,分析了该类巷道围岩的垂直应力动态演化规律,揭示了动静载叠加扰动效应下巷道围岩变形破坏机理,提出了“密集孔切顶卸压及分段控制”技术。结果表明:迎采对掘巷道的垂直应力分布在走向上呈现3个阶段,即起始阶段(超前工作面50 m以外)、快速升高阶段(超前工作面50 m至滞后150 m范围内)、稳定阶段(滞后工作面150 m以外);迎采对掘巷道变形破坏原因为采空区大面积悬顶产生的侧向支承压力与邻近工作面采动产生的动载相互叠加作用;提出的“密集孔切顶卸压及分段控制”技术具体为在工作面煤柱侧顶板布置直径65 mm、深度18 m、孔间距400 mm的密集钻孔,在工作面采动影响下,钻孔间塑性区导通,主动控制基本顶断裂位置。实践表明,采用密集孔卸压及分段控制技术对类似巷道围岩稳定性控制具有指导意义。

两次采动影响下小煤柱巷道切顶卸压围岩控制技术

为解决多次采动影响下留小煤柱巷道矿压显现剧烈、围岩变形量大的问题,提出了“切顶卸压+顶、帮锚索补强”联合控制技术。以贾家沟煤矿10115运输巷为工程背景,分析了切顶卸压位置、高度与巷道围岩垂直应力分布的关系,给出切顶卸压关键参数,并研究了留小煤柱巷道在切顶卸压后受两次采动影响下的矿压显现规律。结果表明:切顶卸压后,煤柱上的应力峰值随切顶深度的增加呈指数降低;10115运输巷在邻近工作面一次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出无变形、缓慢变形、快速变形和围岩稳定的变化规律,本工作面二次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出明显变形和剧烈变形的规律;巷道围岩在受二次采动影响时变形更加剧烈,巷道变形量为一次采动时的3.0~7.5倍。