冲击煤层范文（精选8篇）
冲击煤层 第1篇
1 工程背景
彭庄煤矿主采煤层为3下煤, 煤层厚度在2.1~4.1 m之间, 平均厚度3.13 m, 倾角7.5°~15°。
目前, 该矿正在回采1307工作面, 回采工作面高程为-576.0~-789.4 m, 预计揭露断层18条, 火成岩墙4条。轨道顺槽见一段煤层冲刷变薄带, 皮带顺槽见两段煤层冲刷变薄带。1307面顶板为12.5 m厚的砂岩, 底板为10.6 m厚的砂岩, 其西侧为1306采空区, 随着工作面的推进, 临近沿空顺槽一侧的上覆岩层会形成“S”形覆岩空间结构[6], 当工作面推进至“工作面斜长”的整数倍位置时, “S”形覆岩空间结构“新”“旧”交替, 此时, 顶板活动剧烈, 产生的动压较大, 动压造成瞬间产生的应力显现较大, 导致采空一侧上端头超前段应力集中, 当大于煤岩体抗压强度时有可能诱发冲击地压。
根据冲击地压“三硬”理论[7], 坚硬厚层顶、煤体、底板容易积聚大量弹性能, 在其破断或滑移过程中, 大量的弹性能突然释放, 形成强烈震动, 导致冲击地压或顶板大面积来压等动力灾害的发生。
为保证1307工作面在安全回采, 矿上通过在工作面前方布置冲击地压监测预警系统, 实时监测面前300 m范围内煤体的应力分布情况及其变化趋势, 及时预报冲击地压危险区域及危险程度, 如 (图1) 为系统布置方案示意图。在工作面前方两顺槽内个布置10组钻孔应力计, 每组由8 m、14 m两种不同深度的应力计组成。
2 工作面冲击危险性评价分析
2.1 冲击危险性评价
根据岩石力学实验的鉴定结果, 彭庄煤矿3下煤层属于3类, 为具有强冲击倾向性的煤层。煤层顶板岩层属于2类, 为具有弱冲击倾向性的顶板岩层。
通过对诱发冲击地压的主要因素分析, 应用冲击地压倾向性评价方法, 首先用宏观评价法对1307工作面评价冲击地压的危险性;其次确定诱发冲击危险的影响因素, 然后根据各个因素的不同情况, 采用不同的评价方法, 划定危险区域, 最后根据多因素耦合, 划定危险区域的不同危险程度, 并提前采取防治措施。
1307工作面埋深大, 构造复杂, 具备以下几个发生冲击地压的客观条件。
(1) 煤层具有冲击危险。三下煤层的煤质较脆, 容易形成较大的集中应力和聚集较多的弹性变形能量, 易发生脆性破坏。
(2) 顶、底板比较坚硬, 且厚度较大。该工作面上覆岩层中存在多组坚硬岩梁, 其断裂过程形成的动压容易诱发冲击地压。
(3) 上平巷附近受临近采空区影响。当工作面推进到工作面斜长位置后, 上覆岩层形成“S”型覆岩空间结构, 导致上平巷周围动压显现加剧、应力集中程度增加。
(4) 开采深度大。1307工作面的开采深度约为665~825 m, 煤体应力高, 当达到临界破坏条件时, 就可能发生冲击地压。
因此, 综合各种因素的影响, 该工作面存在冲击地压威胁, 需要进行冲击危险性评价。
根据宏观评价法和多因素耦合评价法对1307工作面冲击危险性进行评价, 评价结果如 (表1、图2) 所示。
2.2 防治措施
根据“应力三向化转移”原理, 对具有冲击地压危险的局部区域采用大直径钻孔进行卸压。大直径钻孔引起巷道深部围岩 (钻孔远端附近围岩) 发生结构性破坏, 形成一个弱化带, 引起巷道周边围岩内的高应力向深部转移, 从而使巷道周边附近围岩处于低应力区, 当发生冲击时, 一方面大直径钻孔的空间能够吸收冲出的煤粉, 防止煤体冲出, 另一方面卸压区内顶底板的闭合产生“楔形”阻力带, 也能够防止煤体冲出而发生灾害。
彭庄煤矿在防冲理论指导下实施“三强”措施:强卸压、强监测、强支护”加强冲击地压防治, 预防冲击地压事故的发生。
强卸压:根据1307工作面开采条件和现有设备情况, 采用大直径钻孔进行深孔卸压;卸压钻孔的主要参数为:孔深15 m, 钻孔直径100~120 mm, 一般危险区内孔间距5 m, 中度危险区内孔间距3 m, 单孔布置。如有需要, 可以进行深孔卸压爆破。
强监测:充分利用冲击地压实时监测预警系统, 加强矿压监测, 及时分析工作面前方300 m范围内压力大小及其变化趋势, 分析总结监测数据并及时上报相关领导。
强支护:上、下顺槽超前支护长度为80 m, 采取一梁两柱、三排连锁支护;每天进行二次补液, 采煤工作面泵站压力不低于30 MPa、液压支架初撑力不低于24 MPa。
3 动压显现及监测数据分析
3.1 动压显现
在2011年11月21日3点10分, 1307工作面上顺槽发生了一次动压显现, 煤炮响声大, 上顺槽超前支护内巷道两帮移近、底板鼓起, 上巷超前支护至工作面范围内煤尘扬起。后经过现场勘查发现。
(1) 上顺槽距工作面34~50 m范围内下帮有大面积煤体移出, 现象发生后该移出段巷道宽度为1.3~2.4 m (发生前巷道最窄处宽1.6 m) , 移出长度为16 m。
(2) 上顺槽距工作面18~26 m靠近老空区侧, 底板鼓起。鼓起长度为8 m, 高0.2~0.3 m, 最大宽度0.8 m。
(3) 上顺槽超前支护内发现一颗单体支柱压断, 7颗单体支柱被片帮煤体推倒。
3.2 监测数据分析
灾害发生前1307工作面传感器布置方案如下图3所示:其中27、29、31号传感器埋深为8 m, 28、30、32号传感器埋深为14 m。
(图3) 为工作面发生应力集中显现前后的对比图。这次冲击地压发生前煤层压力具有明显的规律性:27号测点在11月19日出现明显的压力增长及跳动, 并接近预警值, 说明此时该区域围岩开始活动出现应力集中现象。29号测点在21日3时出现明显的降压现象, 由此推断顶板的断裂点发生在27号和29号测点之间。经分析, 在1307工作面上顺槽冲击地压发生前, 27号测点出现了明显的压力增长趋势应该立即采取有效的措施来避免冲击发生或因此造成灾害。从煤层压力曲线可以看出, 在冲击发生的瞬间, 位于冲击地点的29号传感器压力降低, 应力向前后转移, 导致28、32号传感器压力同时上升。以上数据表明了实时在线监测系统完整的记录了整个冲击地压发生的前兆和过程。
4 结论
(1) 依据矿压控制理论和冲击危险性评价方法, 结合现场地质条件分析, 对1307工作面进行了危险区及危险程度划分, 并提前采取了相应的预防措施。因此有效的降低了此次冲击地压的危害程度。
(2) 通过实时在线监测预警, 可以及时发现危险区域和应力异常位置, 有效地克服钻屑法无法实时检验及操作时的盲目性和危险性大的缺点, 大大减少了检验工程量, 同时保证了施工人员的安全性。
(3) 现场实践表明:在1307工作面轨道顺槽煤层中布置安装的实时监测预警系统, 监测结果完整地记录了整个冲击地压事件发生的前兆信息和过程, 在灾害发生前具有足够的时间开展预防措施, 最终实现有震无灾的治理目标。在卸压煤体中钻孔应力重新增高到预警值时或者应力变化幅度大于初始值的1倍时要及时采取卸压措施, 防止应力增长形成灾害。该结论对于彭庄煤矿的冲击地压预测预报工作具有较强的指导意义。
参考文献
[1]何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等.深部开采岩体力学研究[J].岩石力学与工程学报, 2005, 24 (16) :2804~2811.
[2]蓝航, 齐庆新, 潘俊锋, 等.我国煤矿冲击地压特点及防治技术分析[J].煤炭科学技术, 2011, 39 (1) :11~15.
冲击煤层 第2篇
【关键词】深孔爆破；薄煤层；冲击地压
0.概况
新兴煤矿设计年产量160万t，该矿58层直接顶为1.78m厚细砂岩，随采随冒落；老顶为20m粉砂岩，周期来压步距为8-10m。60层直接顶为1.85m的粉砂岩，随采随落；老顶为7.15m的中细砂岩，周期来压步距为6～8m。41062工作面采深470-520m，回采过程中曾频繁出现冲击地压事故，发生地点多在上顺槽距上端头3～28m的区域，造成巷道变形，损坏。2007年6月22日，当该工作面上巷走向推进了47m时，首次发生了冲击地压显现。到9月2日，共发生了23次冲击地压显现。从冲击情况及煤、岩层埋深、硬度来看，现开采的58#煤层具有严重的冲击倾向性。
从调查情况来看，七煤集团的冲击显著区别于国内外常见的中、厚煤层、中硬煤及构造或煤柱区冲击的特点，薄硬煤层、坚硬厚顶板、大倾角是其明显的特点。七煤集团近2年冲击灾害显著增加，已明显进入深部开采，且有越来越严重的趋势。打钻非常困难，煤体湿润性差，治理难度非常大。新兴矿的冲击灾害已严重影响矿井的安全生产。
根据当前冲击地压防治技术实践经验，深孔爆破技术是一种有效的防治冲击地压解危技术措施。
1.深孔爆破卸压技术基本原理
造成大面积来压和冲击地压的主要原因是由于顶板坚固难冒，煤层也很坚硬，形成顶板-底板-煤体三者组合的刚度很高的承载体系。其具有聚集大量弹性能的条件，一旦承载系统中岩体载荷超过其强度，就发生剧烈破坏和冒落，瞬时释放出大量的弹性能，造成冲击、震动和暴风。岩石越坚硬，刚度越大，塑性越小，相对脆性就高，破坏时间短促，大面积顶板来压的危险性就大。
针对这一现象，可以通过在顶板顺槽对顶板进行爆破，人为地切断顶板，进而促使采空区顶板冒落，削弱采空区与待采区之间的顶板连续性，减小顶板来压时的强度和冲击性。此外，爆破可以改变顶板的力学特性，释放顶板所集聚的能量，从而达到防治冲击地压的目的。
2.种顺槽深孔断顶爆破分倾斜和走向
工作面倾向：在工作面上端头，距离煤层底板15m高度，沿工作面倾斜方向打钻孔5个，各孔轴线夹角为15°，进行煤层顶板倾斜方向断顶爆破。
工作面走向：在工作面上端头，斜向采场以与水平方向成30°角度，分别打3组深孔，各孔间距为3m，进行煤层顶板走向方向断顶爆破。
具体如图l所示。
3.深孔爆破工艺
3.1钻孔
打孔采用ZLJ-650钻机根据炮孔设计参数进行打孔，孔经为ф76mm。采用三翼金刚钻头打孔，钻头直径为ф76mm，钻杆直径为ф42mm，每根钻杆长度为lm。如在打孔中钻机的高度不够，可以自己做一个钻机平台。
在钻孔施工过程中，要采用坡度仪准确定位炮孔角度，打孔后记录和检查打孔情况。因炮孔长度较长，为了使爆破达到预期的效果和保证安全的目的，炮孔角度不能偏离太大，炮孔角度充许偏离的角度为±1°，打孔至少要超前工作面50m。
3.2装药
爆破使用的炸药为3号煤矿许用乳化炸药，炸药的药卷规格ф60×500mm，每卷炸药重l.7kg；雷管采用煤矿许用8号普通瞬发电雷管；导爆索采用煤矿许用导爆索，规格为ф6.5-7mm。深孔爆破在超前工作面至少40m。
为了确保炮眼内药包的完全引爆，炮眼采用轴向连续偶合方式装药，采用双雷管，双导爆索引爆。
3.3封泥
在装完药后，开始封孔，封孔材料采用较潮湿的黄土，每次送入0.5m（2节）左右长的黄土棒，黄土棒规格为ф60mm×250mm，黄土棒要用塑料薄膜包装，要求装填捣实后继续装填，直到封孔到孔口位置。
3.4爆破
运输顺槽3个炮孔分别起爆，一次起爆l个炮孔；回风顺槽3个炮孔一次起爆，联线采用“局部并联，总体串联”的方式进行。放炮使用MFB-100型起爆器，爆破母线长度为不小于300m，放炮安全距离不小于300m。
4.效果分析
工作面要装备支架压力监测系统，以方便监测工作面支架的工作阻力，从而分析顶板来压情况和爆破效果。
通过以上措施，新兴矿41062采煤工作面实现了安全开采，工作面煤层应力集中程度明显降低，未再发生冲击现象。通过采用电磁辐射仪连续观测，电磁辐射强度值均在安全值以下。
5.结论
（1）对于坚硬不易冒落顶板，采用深孔断顶爆破方法，可对顶板应力集中和积聚的大量弹性能进行有效释放，并能改变顶板的蓄能结构。
（2）顶板深孔爆破产生的破碎区域形成一个塑性吸能区，达到吸收上部顶板传递能量，对顶板断裂冲击载荷形成一个有效的缓冲带。
煤层冲击地压的防治研究 第3篇
关键词：冲击地压,应力叠加,防治研究
随着煤矿开采深度的不断增加, 使矿井出现冲击地压显现的情况明显有所有增多, 给矿井生产和安全带来了极很大的威胁。冲击地压是一种比较复杂的矿井动力现象, 所以, 也是岩体力学及矿山防治研究的重点难点之一。
煤矿冲击地压, 是指在一定条件的高地应力作用下, 井巷或回采工作面周围的煤岩体由于弹性能的瞬时释放而产生破坏的动力现象。它属于矿井动力现象, 也是矿山压力的一种特殊显现形式, 时常会伴随有巨大的声响、煤岩体被抛向采掘空间和气浪等现象发生。因此, 往往会造成采掘空间中支护设备的破坏以及采掘空间的变形, 严重时还会造成人员的伤亡和井巷的毁坏, 甚至引起地表塌陷而造成局部地震等危害的发生。
1 冲击地压发生的机理
对冲击地压发生的进行研究, 主要要从两方面入手, 开采条件及围岩结构、23采区围岩应力分布。
1.1 开采条件及围岩结构。
冲击地压的发生机理很复杂, 会受到多种因素的影响。冲击地压发生的原因可以分为:a.开采深度大。过高的原岩应力和开采形成的支承压力, 会使回采工作空间的顶底板能量积聚, 形成较大的变形能, 给开采带来很大的难度。b.采掘工作会引起的大面积坚硬顶板弯曲, 弹性能的积聚和突然释放, 从而导致冲击地压的发生。c.当顶板坚硬岩层突然发生断裂, 会产生“采动应力谐振叠加效应”, 造成一次释放的能量会成倍地增加, 从而引发较大规模的冲击地压。
1.2 23采区围岩应力分布。
由于23采区生产比较集中, 由各生产工作面和掘进工作面造成的顶板运动会产生相互影响。因此, 对23采区围岩应力分布进行分析是必要的。由于此区域煤层埋藏的深度比较深, 垂直方向上原也岩应力较大。在处于多个方向应力叠加的区域, 高应力导致能的累积。因此, 此区的较高原岩应力和煤层开采后应力重新分布形成的支承压力所导致的冲击地压的形成。
2 重力场中支承压力分布影响因素研究
开掘巷道或进行回采工作时, 当破坏了原来的应力平衡状态, 引起岩体内部的应力重新分布, 出现了支承压力, 并且最终形成二次应力场。支承压力的峰值强度和影响范围对顶底板活动及矿井动力现象的发生会起到决定性的作用。
2.1 开采深度影响。
如表1所示。由此可以看出:随着开采深度的增加, 峰值应力集中的系数会增大。并且, 支承压力影响范围和深入煤壁距离也都会增大。
2.2 煤体强度的影响。
随着煤层的强度及弹性模量的增大, 支承压力的影响范围会逐渐变小, 支承压力峰值强度集中系数会逐渐变大, 最大峰值点向煤壁转移距离Lmax变小。具体关系如图1所示。
2.3 煤层厚度的影响。
随着煤层厚度的增加, Y向支承压力集中系数会变小, 而影响范围和峰值点深入煤壁尺寸都相应增大。具体如表2所示。
3 冲击地压的防治技术
3.1 冲击地压的预测预报。
冲击地压的预测预报, 可以采用综合指数法、电磁辐射法和钻屑法3种预测技术相结合对冲击危险性进行预测。
3.2 冲击地压的治理措施。
冲击地压的治理应遵循弱化煤体和强化支护相结合的“弱内强表”原则。具体做法如下:a.煤层注水。煤层注水是要通过增加煤层含水率 (或煤层中水的饱和度) 来改变煤岩变形的状态, 使其不发生失稳破坏, 用这样的方法来避免冲击地压的发生。b.爆破卸压。工作面前方上巷两帮及下巷上帮, 具体数据为炮眼间距均为10m, 孔深20m, 孔径75mm。c.加强巷道支护。回采巷道底板必须采取加固措施, 如打底板锚杆或采用拱形护底支架等。
结束语
目前, 随着对煤炭资源的需求不断增大, 煤矿开采的深度逐渐增加, 高冲击地压矿的开采条件更加复杂, 对冲击地压突出的影响日益加剧。相信, 通过不断的研究, 对冲击地压的治理措施会越来越科学、有效, 从而减少因开采而带来的不必要的重大灾害与损失。
参考文献
[1]窦林名, 何学秋.冲击地压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001.
近距离煤层开采冲击矿压防治 第4篇
冲击地压作为常见的井下开采地质灾害, 对井下生产的有效进行及作业人员的生命安全有着严重威胁。目前, 采矿方面对此类灾害的防治研究主要针对单一煤层的开采, 鲜有涉及近距离煤层。而随着简单易采煤炭资源的日益枯竭, 近距离煤层开采已成为未来煤炭开采不可避免的发展方向, 加强对近距离煤层冲击矿压防治的研究, 对于保障煤炭生产的高效安全进行和企业长久发展意义重大[1]。
1 工作面布设概述
吴家屯矿93上12工作面与93下07工作面为该矿典型的近距离煤层相邻工作面。其中93上12工作面倾向长度170 m, 走向长度650 m, 煤层平均倾角6°, 工作面顺槽均紧邻煤层顶板布设, 切眼同两顺槽相互垂直, 位于与93下07工作面轨道顺槽正上方。93下07工作面倾向长度1 500 m, 走向长度200 m, 煤层平均倾角5°, 同南翼采区胶带运输大巷相通, 构成完整的运输机及回风系统。
两工作面相互位置关系如图1所示, 93下07工作面位于93上12工作面后方且同其相互垂直。两者相距850m, 依照当前回采速率计算, 对93上12工作面进行回采时, 其同93上07工作面相距不足300 m。在93上07工作面开切眼处, 3上煤层同3下煤层相距不足30 m, 当93上12工作面进行回采后, 93上07工作面将会面对向3上煤层采空区推移的难题, 可能存在冲击矿压的风险。
2 采区冲击矿压影响要素分析
2.1 地质要素影响分析
2.1.1 煤层性质
依照对以往冲击地压数据的总结分析可知, 煤体强度越大其能担负的压力越大, 则诱发冲击地压所需应力越小, 相反所需应力越大。鉴于此, 依照中国相关规定对吴家屯矿3上煤层与3下煤层的冲击倾向展开评估。分别自两煤层取出若干煤样, 其检测评定结果如表1所示。经鉴定, 3上煤层与3下煤层均属于3类煤层, 即具有强冲击倾向的煤层。
2.1.2 开采深度
伴随矿井开采深度的不断增大, 井下煤岩中所聚集的弹性势能会相应增大, 这时在采动影响下, 煤层所承受压力一旦达到其破坏临界值就极有可能导致冲击地压的出现。由此可见, 所有存在冲击倾向的煤层, 在去除开采技术等因素的影响后, 均存在一个诱发冲击地压的最大回采深度。鉴于吴家屯矿尚未发生过冲击地压事故, 借鉴相邻矿井经验, 冲击地压发生的临界深度为600 m, 而3上煤层与3下煤层埋深均在600 m以上, 这说明两煤层进行回采时均应当充分开展冲击地压预警防治工作, 以保证生产的安全开展[2]。
2.2 开采要素影响分析
当多个工作面同时在近距离煤层中进行布设时, 其各不相同的布置形式与回采顺序均会对煤层中应力的分布产生显著影响。尤其是交错推进的上部工作面在回采后, 必然会对底板造成一定损坏, 这时下部煤层回采的顶板就会变成松散破碎围岩, 也就是说冲击矿压发生的危险会大幅提升。吴家屯矿93下07工作面为现采工作面, 93上12工作面预计2015年12月进行回采。参照当前工作面推移速度, 对93上12工作面进行回采时, 其同93上07工作面相距不足300 m。此时两工作面会处于相同的应力集中影响区间, 加之两者所采煤层均属于强冲击倾向煤层, 且埋深较大, 其发生冲击矿压的概率极大。
3 冲击矿压防治措施分析
3.1 冲击矿压风险的监测与预处理
3.1.1 冲击矿压风险监测
回采作业进行时, 针对可能存在的冲击矿压威胁而开展有效风险监测对于保障生产安全性有着积极意义。通常井下常用的冲击风险监测手段为“钻屑法为主, 电磁辐射监测相辅”的综合手段, 通过对两者监测结果的综合分析, 判定哪些区域存在冲击威胁[3]。
3.1.2 冲击矿压预处理
依据冲击矿压风险监测的分析结果, 回采作业时, 93下07工作面前方轨道顺槽所对应的3上煤层工作面开切眼位置具备发生冲击矿压的风险, 应对其提前进行大尺寸钻孔卸压作业, 以消除冲击威胁。
在确定93下07工作面回采作业进入3上煤层保护煤柱区段前, 作业人员应及时对93下07工作面轨道顺槽及运输顺槽的内帮进行大尺寸钻孔卸压作业。卸压孔直径为108 mm, 布设锚杆时每隔一排锚杆钻设1个卸压钻孔, 并布设在2排锚杆的中间部位。鉴于实际作业时, 锚杆排距为900 mm, 因此卸压钻孔实际间距为1 800mm, 钻孔深度为15 m[4]。
3.2 冲击危险治理及防护措施
在回采作业时如监测到可能发生冲击矿压, 则可依据现场实际情况, 选择性地通过下述措施加以治理。
3.2.1 深孔卸压爆破
其具体实施如下所述:在回采工作面两侧巷道巷帮上每间隔两排锚杆布置1个深孔爆破卸压钻孔, 钻孔间距以2 m为宜, 且应同预卸压钻孔相间布设。爆破卸压钻孔直接为42 mm, 钻孔深度10 m, 相距巷道底板1.2 m且同巷道两帮保持垂直。每个钻孔内装药4 m并布设3个并联雷管, 所填炸药为矿用乳化炸药 (每一个药卷重100 g、长200 mm) , 作业时单次引爆的炮眼数量为1个。其布设示意图如图2所示。
3.2.2 大尺寸钻孔卸压
卸压钻孔直径110 mm, 每间隔2排巷道锚杆布设1个, 并确保钻孔布设在锚杆中间部位。钻设时科技同预卸压钻孔交替布设, 也可在预卸压钻孔基础上再次钻设。钻孔间距为1 800 mm, 钻孔深15 m。若实际作业中不具备进行大尺寸钻孔钻设的作业环境, 可将钻孔直径减小至76 mm, 其布设方式等同于110 mm钻孔。其布设示意图如图3所示。
3.3 其它冲击危险防护措施
3.3.1 加强对工作面的超前支护
进行回采作业时, 虽已对93下07工作面自开切眼处便在轨道顺槽中进行预卸压作业, 虽能在工作面前部形成一定的保护带, 避免煤层在在震动影响下发生剧烈破坏。但为更加有效地确保93下07工作面的安全性, 应适当增强工作面超前支护段的支护长度、强度及密度, 并对支护单体进行有效的防倒滑保护。
3.3.2 对人员的通行进行一定限制
针对进行工作回采作业, 当回采面处于临近轨道顺槽段的30个支架范围内进行割煤作业时, 应规定自顺槽内自开切眼向外150 m的区间内, 禁止作业不相关人员随意进入。
4 结语
冲击地压作为井下煤层回采中的多发性地质灾害, 对所有煤层特别是近距离煤层回采有着巨大威胁。煤矿在进行近距离煤层开采工作前, 必须依据自身地质条件及回采工艺对工作面的冲击危险展开分析, 确定其冲击风险等级。并以此为基础, 制定针对性全方位防治体系, 从而实现冲击矿压的有效预警与及时治理, 为井下生产的安全开展保驾护航。
摘要：结合具体工程实例, 分析了近距离煤层回采时导致冲击矿压发生的影响因素, 并以此为基础就如何加强近距离煤层冲击矿压防治提出几点见解。
关键词：近距离煤层,冲击矿压,影响因素,防治措施
参考文献
[1]闫书缘.近距离煤层群下行卸压开采采动高应力演化及效应研究[D].淮南:安徽理工大学, 2014.
[2]蓝航, 杜涛涛.近距离煤层掘进巷道过终采线冲击地压防治技术[J].煤炭科学技术, 2015 (1) :10-14.
[3]顾颖诗.近距离煤层开采冲击地压防治技术研究[J].煤矿现代化, 2014 (5) :11-13.
新兴矿煤层冲击倾向性测定及分析 第5篇
冲击地压的发生是一个动态过程, 在此过程中, 煤岩体的冲击倾向性受到的影响因素较多。针对新兴矿六采区58层煤特层性, 测试了煤岩含水率、吸水率、接触角等物理力学参数, 分析发现该矿所测试煤岩层顶底板岩石的吸水率和含水率存在较大差异, 其对岩石的抗压强度影响显著, 同时也影响了煤岩的冲击倾向性指标。
1 新兴矿煤岩冲倾向性测定结果
六采区58层煤样冲击倾向性鉴定结果。
1.1 煤的动态破坏时间
煤的动态破坏时间测定结果见表1, 动态破坏时间测试曲线见图1。
1.2 煤的弹性能量指数测定
煤的弹性能量指数测定结果见表2, 弹性能量指数测定曲线见图2。
1.3 煤的冲击能量指数测定
煤的冲击能量指数测定结果见表3, 冲击能量指数测定曲线见图3。
2 结束语
58层煤样冲击倾向性鉴定结果。
根据对煤的动态破坏时间、弹性能量指数、冲击能量指数的测定, 可综合评判六采区58层煤层的冲击倾向性类别为3类, 即为强冲击倾向性。鉴定结果见表4。
摘要：本文对新兴矿六采区58层煤岩进行冲击倾向性和相关物理力学参数的测定, 可综合评判该煤层的冲击危险性, 同时在矿井开采过程中, 可依据相关参数的测定, 采取必要的卸压、防冲措施, 对实现煤层的安全高效开采具有重要意义。
关键词：冲击倾向性,力学参数,冲击地压
参考文献
[1]王健, 孙学军, 朱自为.煤 (岩) 冲击地压研究进展[J].科技咨询导报, 2007 (17) .
[2]李昌发, 王乃鹏.冲击地压的预测与防治[J].煤矿安全, 1995 (08) .
冲击煤层 第6篇
冲击地压又称岩爆, 是指井巷或工作面周围岩体, 由于弹性变形能的瞬时释放而产生突然剧烈破坏的动力现象, 常伴有煤岩体抛出、巨响及气浪等现象。它具有很大的破坏性, 是煤矿重大灾害之一。所以冲击地压的防治是煤矿安全生产的关键之一。
1 冲击地压的影响因素
对平煤股份十矿微震监测资料、采矿地质条件及技术条件综合分析表明, 该矿冲击地压发生的影响因素如下:
(1) 不利的采矿技术条件和开采深度的复合因素。采掘扰动接近工业广场煤柱西缘、孤岛工作面、上部工作面切眼与遗留煤柱的重叠部位是引发矿震与冲击地压的主要因素。随着开采深度增大, 多煤组开采致使顶板复合沉降量增大, 影响更明显。
在工作面开采推进到距工业广场保护煤柱西缘一定距离后, 由于采空区顶板的沉降作用, 拖曳上、下山煤柱区顶板也产生拉张作用。
(2) 不利的采矿地质条件因素。采掘活动接近较大型地质断层, 而引发较强的能量释放。国内外大量实践表明, 冲击地压往往伴随着井下生产过程的某些工序 (如爆破、冒顶、采煤等) 而发生, 这些因素虽为诱导因素, 本身的能量可能很小, 但其诱发冲击地压而释放的能量及其破坏性却很大。因此是发生冲击地压的一个不可忽视的因素。
2 定向水力压裂防治冲击地压机理
水力压裂煤层是一项区域瓦斯治理措施, 具有广阔的应用前景和较大的实用价值。但是煤矿井下作业环境复杂, 采用高压技术, 将高压水压入煤体后, 在原始状态下煤层内部层理切割裂隙与原生微裂隙孔隙的规模和尺度存在差异, 以及这些弱面所在平面与原岩应力场中主应力方向之间的空间位置关系不同, 导致压裂液在侵入的顺序和运动状态上也不一样, 在顺序上表现为先从张开度大、联接能力弱的一级弱面开始, 然后到二级弱面, 最后到分层中的原生微裂隙和孔隙中。如果不加以人为导向, 根据能量最低原则, 高压水在煤体中将呈现沿最弱面无序流向, 结果是只压裂了扩展一级弱面裂缝, 导致局部卸压, 局部应力集中。煤层实施水力压裂后, 虽然瓦斯解吸面积增大, 抽采效果有所提高, 但是出现的局部应力集中, 为安全回采留下隐患。因此, 为了保障矿井安全作业, 使煤层水力压裂措施达到整体卸压效果, 必须实施定向压裂。
3 定向水力压裂卸载地应力试验
3.1 试验场地概况
3.1.1 巷道布置
井下定向水力压裂试验地点选在十矿己15-24080采面运输巷, 该工作面位于己四采区西翼第三阶段, 东邻己四轨道, 西至26勘探线, 南邻己15-24060工作面, 北部为未开采区。地面标高+150~+280m, 工作面标高-580~-626m。设计走向长度1804m, 倾斜长度180m, 煤层厚度1.6~2.3m, 一般2m左右, 预计可采储量84万t。煤层结构简单, 倾角在采区东部较缓, 一般在10°左右, 中上部倾角较大, 在25°~30°之间, 西部一般在20°左右。工作面所在煤层为突出煤层, 所有巷道施工均按突出危险管理。
3.1.2 地质条件
己15-24080工作面地质构造比较简单, 顶板为泥岩及砂质泥岩, 厚度11~18 m;己15煤层厚度1.6~2.3 m, 下部为己16煤层, 厚度1.25~1.43m, 中间有0~0.72m夹矸, 底板为泥岩, 厚度1.1~1.5m。己15煤层煤的坚固性系数0.24~0.37, 水分含量0.94%, 构造不发育。
3.2 试验过程
3.2.1 钻孔布置
己15-24080工作面运输巷本煤层进行了5次高压水力压裂试验 (如图1) , 压裂孔顺煤层施工;孔深40~50m, 仰角11~15°, 孔径66~120mm, 采用专用胶囊封孔器封孔, 封孔器长度15~20m, 封孔深度19~25m;泵站注水压力25~30MPa, 注水量21m3, 压裂范围内抽放孔采用聚氨酯封孔, 并入运输巷直径200mm抽放管进行抽放。
3.2.2 利用KBD5型监测仪进行数据采集
KBD5型矿用本安型煤与瓦斯突出电磁辐射监测仪通过监测含气煤岩或不含气煤岩变形破裂过程中电磁辐射信息, 预测预报含气或不含气煤岩灾害动力过程及现象。十矿试验使用KBD5型仪器测试煤体应力。在水力压裂试验前后的120min, 对压裂试验地点进行电磁辐射测定, 以压裂孔前后的50m范围内, 每10m一个测点, 对比分析压裂前后的煤体应力和脉冲数值的变化, 分析水力压裂试验对煤体应力的影响范围和应力变化规律。
3.2.3 水力压裂试验
现场试验结果表明, 当注水压力大于28.8MPa时, 煤层内裂尖处开始起裂, 当压力大于29.8MPa时, 应变能完全释放。因此当注水压力达到或超过29.8MPa时, 即可满足己15煤层中的起裂要求。己15煤层水力压裂起始压力初步设定为15MPa, 当钻孔周边煤体逐渐湿润后再逐渐加压, 结合现场高压泵的实际平稳供压能力, 最终将水压保持在30MPa。
3.2.4 压裂时间控制
压裂时间与注水压力、注水量等参数密切相关, 注水压力、流速不同, 相同条件下达到同样效果的注水时间也不同。注水过程中, 影响范围内煤体逐渐被压裂破坏, 各种孔隙不断沟通, 高压水在已沟通的裂隙间流动, 注水压力及注水流量等参数也会不断发生变化, 注水时间可根据注水过程中压力及流量的变化来确定。根据地面水力压裂和井下水力挤出试验参数, 当注水泵压降低为峰值压力的30%左右, 一般可作为注水结束时间。
压裂时采用动压, 从开始注水到压裂措施结束大约需要120min时间。起始压力初步设定为15MPa, 每5min升压2MPa, 直到泵压升至30MPa左右。当稳定一段时间后, 压力迅速下降, 再持续加压, 压力无明显上升, 有时检验孔附近出现瓦斯浓度明显升高或有水涌出时, 即说明压裂孔和检验孔之间已完成裂隙沟通, 此时可停泵, 关闭卸压阀, 压裂程序结束。在实施压裂过程中, 需连续记录注水压力和流量, 根据现场实际情况, 适时调整压裂参数。
3.2.5 利用KBD5进行第2次数据采集
重复前实验过程。
3.2.6 绘制曲线图
对比两次测量结果, 绘制曲线如图2所示。
4 实验结果分析
压裂后测点平均强度值 (35m V) 较压裂前测点平均强度值 (27m V) 增高8m V, 增幅30%, 压裂钻孔处平均强度值由压裂前30m V降为压裂后20m V, 压裂后钻孔以里10m及钻孔以外20m区域强度持平。
电子辐射测量显示, 应力强度在压裂后均比压裂前增大。其中平均强度值在总体上最大增加量为11mv, 在压裂孔周围25m范围强度增加较小, 平均值最大增加量为9 mv, 25m以外强度增加明显, 平均值最大增加量为14mv, 压力孔里20m处应力由15mv增大至45mv。
从图2可以看出, 定向压裂后, 压裂孔周围的煤体应力发生了位移, 以压裂孔为中心, 向两侧10~20m范围内出现一个·压区, 再向外15m范围出现一个应力升高区。通过后期验证孔的施工, 在·压区内, 钻孔施工顺利, 孔深均达到100m以上;而在两侧的应力升高区内, 施工钻孔检验孔过程中, 当钻孔打到24~30m处出现了严重喷孔现象, 其它检验孔未出现明显异常。
5 结论
(1) 煤层高压水力压裂影响区域内, 由于煤体结构发生改变, 强度下降, 导致冲击倾向性减弱, 甚至完全失去冲击力。煤体积蓄弹性能量减弱, 在有其它应力发生叠加时, 该煤体将以塑性变形方式消耗弹性能, 因此煤层中储存的可恢复弹性能减少了, 显著地改善了能量释放过程在时间上的稳定性和空间的均匀性。
(2) 从电磁辐射仪的测量结果看, 压裂孔周围10m范围内脉冲及辐射值明显降低, 支承压力峰值降低, 峰值点位置向煤壁深部转移。由此可以得出, 定向水力压裂对该区域防治冲击地压产生明显的作用。
(3) 实验研究结果表明, 煤层定向水力压裂后, 本煤层应力移动现象及高应力区客观存在, 因此该技术的推广需进一步完善理论研究和工艺改进。
摘要：利用定向水力压裂方法对煤层卸压, 同时采用KBD5电磁辐射监测仪对实验结果进行了监测。结果显示, 实施定向水力压裂后, 压裂孔径向周围10～20m范围内电磁辐射值较压裂前明显下降, 出现了一个缷压区, 地应力较压裂前有所减小;压裂孔径向再向外15m范围出现一个应力升高区, 说明压裂孔周围煤体应力向外发生了移动。后期验证孔施工显示, 在媒体缷压区内, 钻孔施工顺利, 孔深均达到100m以上无异常, 而在两侧的应力升高区, 当钻孔打到24～30m处出现严重喷孔现象。
冲击煤层 第7篇
耿村煤矿13230上巷位于东三采区皮带下山东侧,东至耿村煤矿和千秋煤矿边界,千秋煤矿21141留有边界煤柱46m,处于冲击地压危险区域,主采2-3煤层,埋深平均622m,平均煤厚10.2m,煤层倾角11°~13°,地应力水平属中等偏高应力区。13230上巷2-3煤体强度平均值为14.85MPa,钻孔浅部强度值明显低于深部强度,钻孔浅部煤体破坏较为严重,深部煤体相对较为完整。煤层顶板主要为泥岩,泥岩强度分布较均匀,集中在20MPa~40MPa。顶板窥视结果显示,顶板浅部存在明显裂隙、离层及破碎带,巷道原支护体系效果差,不能保证支护范围内围岩完整性,导致裂隙由浅部发展到深部,破坏深部煤岩体自身承载能力,导致锚杆支护体系失效,并造成棚子被动承受较大载荷引起大变形失效。
2 工作面原支护情况及效果
13230上巷掘原支护方案采用锚网索+36U型棚联合支护。锚杆采用规格直径22mm×2500mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆(钢号为335),间排距为700mm×700mm,每排19根锚杆,锚杆托板为拱形托板。锚索采规格为17.8mm×8000mm的低松弛预应力钢绞线锚索,锚索托板采用废36U压平加工而成,规格为:450mm×312mm×16mm,锚索采用4-5-4布置,布置5根锚索间距1200mm,布置4根锚索间距1500mm,排拒1800mm。锚杆锚固力不小于100k N,锚杆扭矩不小于150N·m,设计锚索承载力为200k N,设计初始张拉值为承载力50%~60%,最小值不得小于设计的张拉值90%。在锚索网支护基础增加36U型棚,36U型棚间距为700mm。原支护方案下,巷道顶板平均下沉0.3m,两帮平均移近1m,巷道两拱角移近量最为明显,巷道总体变形量大,变形主要集中在顶板和两帮,从巷道矿压显现来看,两拱角移近造成顶板下沉,然后两帮变形,巷道剧烈变形的主要原因是现有锚杆支护体系的失效。
3 锚杆(索)支护理论
原有锚杆支护设计及支护理念相对落后,通过对巷道支护设计及现场细化施工工艺,引入了更为先进科学的支护理念,主要集中于以下几个方面。
(1)一次支护理念。锚杆支护应尽量一次支护就能有效控制围岩变形,避免二次或多次支护。
(2)高预应力和预应力扩散理念。预应力是锚杆支护中的关键因素,是区别锚杆支护是被动支护还是主动支护的参数,只有高预应力的锚杆支护才是真正的主动支护,才能充分发挥锚杆支护的作用。
(3)“三高一低”支护理念。高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度理念。在提高锚杆强度(如加大锚杆直径或提高杆体材料的强度)、刚度(提高锚杆预应力、全长锚固),保证支护系统可靠性的条件下,降低支护密度,减少单位面积上锚杆数量,提高掘进速度。
(4)临界支护强度与刚度理念。锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度,如果支护强度与刚度低于临界值,巷道将长期处于不稳定状态,围岩变形与破坏得不到有效控制。因此,设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。
(5)锚杆(索)构件相互匹配理念。锚杆各构件,包括托板、螺母、钢带等的参数与力学性能应相互匹配,锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配,以最大限度地发挥锚杆支护的整体支护作用。
(6)可操作性理念。提供的锚杆支护设计应具有可操作性,有利于井下施工管理和掘进速度的提高。
(7)经济合理性理念。在保证巷道支护效果和安全程度,技术上可行、施工上可操作的条件下,做到经济合理,有利于降低巷道支护综合成本。
4 巷道现有支护形式及参数选择
采用科学的动态信息设计法提出新的设计方案,主要对间排距、锚杆(索)规格、锚杆预紧力、锚索张拉力、锚杆(索)锚固力及36U型棚距等支护参数进行了创新式的优化。
根据巷道对13230上巷支护初始设计,将锚杆支护间排距变为950mm×900mm,每排施工14根锚杆,相比原支护方案减少5根;锚索间排距变为1900mm×1800mm,每排施工7根锚索,相比原支护方案减少7根,并且将锚索长度减小,顶部锚索由8400mm变为6300mm,帮部锚索由6000mm减小至4300mm,减小锚索施工难度;U型棚由每排700mm变为1200mm,于2015年1月20日将棚距改为1800mm,相对原有支护方案减小架棚工作量。掘进期间巷道在两拱角处出现锚杆破断现象,并结合1号测站矿压监测结果两拱角处锚杆受力较大达到BHRB335锚杆屈服强度,在两排锚索拱角处补强两根锚索以减小两拱角处锚杆载荷,因此锚索现布置方式为7-2-7形式。锚杆预紧扭矩要求不小于300Nm,锚索初始张拉不小于260k N,相比原支护方案锚杆及锚索的预紧力有很大程度提高,更加充分发挥了锚杆主动支护特性。巷道支护材料变更主要包括锚杆杆体变更、锚索索体变更及增加配套支护构件,从而充分发挥锚网(索)支护系统的整体性。
锚杆(索)杆体变更主要根据杆体强度及右旋全螺纹锚杆固有缺陷进行变更,锚杆采用左旋无纵筋BHRB335锚杆,屈服载荷127k N,拉断载荷186.5k N;锚索采用Ф18.9mm-1×7型索体,拉断载荷为400k N,较原有锚杆(索)体强度均有很大提高。
相比原支护方案,新型支护材料从刚度、强度、可靠性及相关高强度配套构件等各方面均有很大幅度提高。
5 结论
13230上巷支护改革试验段(600m)已顺利完成,从支护方案及其材料选型、支护参数优化、施工工艺、施工质量管控及巷道支护效果等角度来说,该方案在掘进期间能有效地控制巷道围岩变形,取得了显著的效果,经计算每米可节约材料费4200元,该段巷道共节约资金252万元,并为特厚煤层高应力巷道围岩控制提供了一定的参考价值。
摘要：文采用科学的动态信息设计法提出新的设计方案,主要对间排距、锚杆(索)规格、锚杆预紧力、锚索张拉力、锚杆(索)锚固力及36U型棚距等支护参数进行了创新式的优化,取得良好的支护效果,使矿井生产更加经济、合理、安全、高效;并为特厚煤层高应力巷道围岩控制提供了一定的参考价值。
关键词：特厚煤层,高应力,锚杆支护
参考文献
[1]张农,等.煤巷顶板软弱夹层层位对锚杆支护结构稳定性影响[J].岩土力学,2011,09.
冲击煤层 第8篇
冲击地压[1,2,3,4]是全球范围内岩石工程及煤矿中遇到的最为严重的自然灾害之一, 冲击地压发生时煤体坍塌、崩落、巷道底板发生底鼓、顶板下沉、巷道支护物破坏等现象, 并造成人员伤亡, 严重威胁井下安全生产, 是煤矿井下开采过程中严重的灾害之一, 是目前国际采矿工程和岩石力学界迫切需要研究解决的科学难题。我国的急倾斜煤层分布较广泛, 在南部地区80%的矿山赋存急倾斜煤层。在地方和乡镇煤矿中急倾斜煤层的矿井数约占37.58%, 产煤量占7.0%, 国有重点煤矿开采急倾斜煤层的矿井数占17%, 产煤量占3.88%。随着采深的增加, 由于急倾斜煤层地质条件比较复杂, 开采时易发生冲击地压现象, 这已成为制约我国煤矿安全生产的重大灾害之一。鉴于此在开采前结合矿区地质条件用数值模拟方法判断出煤层的冲击危险性是很有必要的, 这样可为煤矿的安全顺利开采提供保障, 为预测和防治冲击地压提供依据[5,6,7]。
1 冲击危险性的判定原则
冲击地压自身规律显示, 冲击地压通常发生在应力值比较高且集中的煤岩体上。因此要判断煤岩体哪个区域的冲击危险性大, 首先要判定煤岩体哪个区域的应力值比较大, 煤岩体高应力区域确定了, 易于发生冲击地压的危险区域也就确定了。当然在应力比较高的区域, 并非每处都要发生冲击地压, 只是此处冲击危险性较大, 至于开采时是否发生冲击地压还要根据煤岩体本身的物理力学性质、所处的地质构造特点、开采时的生产条件以及为降低煤岩体应力所采取的措施等有关。
依据生产的技术条件、经验及地质条件综合判断矿井的高应力区[8,9,10,11]主要集中在:
1) 采空区周围, 工作面前方回采巷道或其他巷道。
2) 本层或邻层的开采边界或遗留煤柱影响区。
3) 地质构造比较复杂处如向斜轴部、断层、褶曲、煤层突变处、火成岩侵入体两侧。
4) 煤矿开采形成的垂直应力集中处, 开采支撑压力增高处, 由于应力发生变化, 受外界微小干扰而发生失稳破坏, 此处为冲击地压危险区域。
2 三维数值模拟
2.1 地质概况
采区位于长沟峪向斜南翼, 为单斜地层, 该区地质构造属于较简单类型, 煤层的倾角为45°~80°, 平均倾角为55°, 在向斜轴部附近倾角比较小, 为45°左右。采区4槽煤层最小厚度为0.05 m, 煤层最大厚度为7 m, 平均煤厚3.3 m, 平均倾角为55°, 煤层厚度较为稳定, 大部分可采, 基本为单层结构, 局部为双层结构, 地质储量29.4万t, 可采储量18.6万t。底板为粉砂岩, 厚度10.7 m;老顶为砂岩, 厚度22.0 m;直接顶为粉砂岩, 厚度15.0 m;伪顶为粉砂岩, 厚度0.5 m。
2.2 三维数值计算有限元模型
据回采巷道地质、煤岩等条件在回采巷道推进方向建立煤层的三维数值计算有限元模型。为了减少模型边界效应的影响, 在模型垂直方向上取200 m, 模型走向方向上取200 m, 厚度取100 m。模型左右端面和背面施加平面约束, 模型底部端面固定, 模型顶部和正面为自由面。取模型上边界距地表575 m, 在模型上部施加均布载荷14.37 MPa, 在模型左右端面施加载荷16.78 MPa, 并且考虑自重[12,13,14]。
建立三维数值计算有限元模型, 如图1所示。
2.3 三维数值计算所取参数
数值计算所用的煤岩层的物理、力学参数以力学实验结果和现场地质调查给定, 具体见表1。
2.4 三维数值计算结果与分析
由图2可以看出应力集中区都出现在开采工作面的上下端。随着沿巷道走向逐渐推进, 应力集中区域也随之向里扩展, 即工作面上下端头具有一定的冲击危险性。
通过图3可以看出塑性变形出现在煤层与底板交界处和工作面上、下端头, 随着开采推进, 塑性应变出现的范围在逐渐扩大, 最大塑性变形都发生在工作面上下端头。
由图4可知, 未开采时垂直应力为压应力, 大小分布的总体趋势均匀, 在煤层倾角较大处容易出现应力升高区和应力降低区, 如模型倾角大的上下底板处, 急倾斜煤层的存在导致应力集中的产生。整个模型应力值都不大, 应力最小值出现在底板和煤层边界处, 最小应力值5.73 MPa, 相对大的应力值出现在老顶处, 值为54.3 MPa, 且范围很小。
由图5可以看出:
1) 虽然沿煤层走向推采距离不同, 但应力集中的区域出现在同处, 最大的拉应力区出现在工作面下端处, 最大压应力区出现在工作面上端处。
2) 推采15 m时压应力最大值为55.8 MPa, 拉应力最大值为10.5 MPa;推采25 m和35 m时应力值减小, 推采45 m时应力值又增大为53.5 MPa, 8.9 MPa。在推采不同距离时应力值变化不大, 原因是在数值计算过程中没有忽略支护的作用。
3) 工作面下巷临近工作面65 m范围内和工作面上端头25 m的范围内区域应力值会比较大, 为高应力区域, 此区域冲击危险性大。
3 结语
1) 通过对长沟峪煤矿向斜南翼4槽煤层沿巷道走向和沿煤层走向推采不同距离时的三维Y向塑性应变云图和三维垂直应力云图分析可知:在工作面下巷临近工作面65 m范围内和工作面上端头25 m范围内为高应力集中区, 此处冲击危险性大, 是发生冲击地压的危险区域。
2) 运用ANSYS软件对长沟峪煤矿急倾斜煤层开采进行了三维数值模拟计算, 找到了开采时冲击危险性大的区域, 这一模拟结果与开采实际基本吻合, 说明数值模拟可为煤矿的安全开采和冲击地压的防治提供借鉴。