巷道冲击地压

巷道冲击地压（精选10篇）

巷道冲击地压 篇1

为预防冲击地压的发生和治理冲击地压灾害所采取的各种方法和措施。主要包括防范措施和解危措施。防范措施主要有:开采解放层;合理布置巷道位置;合理选择开采顺序和支护方法;消除孤立煤柱, 避免应力集中;对厚层坚固顶板进行松动爆破处理, 降低煤柱的支承压力;向岩层注水或软化剂, 以软化岩层;通过岩层内钻孔预先释放一部分能量和气体;用水力冲刷或震动爆破, 扩大钻孔破岩效果。其中最有效的措施是开采解放层。解危措施主要包括卸载爆破和其他措施。卸载爆破可以使岩体重新达到应力平衡状态, 从而使围岩达到稳定。其他措施还有清理、支护、衬砌、灌浆加固等。

1 概况

1.1 矿井概况

煤矿位于某市境内, 矿井核定生产能力220万吨/年。矿井采用立井暗斜井联合开拓方式, 矿井共分三个水平开采, 水平标高分别为-505m、-850m及-1030m, 现主要开采-1030m水平。矿井主采煤层为3煤, 厚度平均8.5m, 采用综合机械化放顶煤开采。

1.2 采区概况

31采区位于-1030m水平南翼, 采区东部与北部为F14断层, 与32采区相邻;南部为井田边界, 与天安矿业星村煤矿相邻;西部为21采区的采空区。采区上部地表为村庄。

采区主采煤层为3煤, 均厚8.09米, 倾角平均11°。采区资源储量1442.8万吨。

采区地质构造北部相对较简单, 南部相对较复杂。构造以正断层为主, 走向近似平行, 断层延展方向呈南北向, 组合成地堑或地垒以及阶梯状的地层组合。煤层完整性受到破坏。

该矿为低沼气、低瓦斯矿井;煤层自然发火等级为Ⅱ类自燃;煤尘爆炸指数为35%;3煤层经鉴定为具有强烈冲击倾向性。

2 影响采区巷道布置的因素

(1) 煤层的冲击性:该矿3煤层具有强烈冲击倾向性。在本采区上部21采区2103工作面掘进及回采过程中曾发生过冲击地压现象, 因此随着开采深度的增加, 预计冲击地压的强度会加大, 所以冲击地压是本采区巷道布置要考虑的主要因素。

(2) 采区周边采空区情况:采区西部及北部皆为采空区, 本采区周边被采空区弧形包围。因此在进行采区巷道布置时, 应考虑将回采工作面的推进方向背离采空区, 以防止回采面的超前移动压力与采空区煤壁的支撑压力叠加, 而增大冲击地压的危险。

(3) 采区构造情况:本采区断层走向近似平行, 断层延展方向呈南北向, 落差较大的断层有采区北边界断层F14、采区南部3DF17断层, 南部边界断层F15-1。因此在回采面布置时要考虑将回采面的走向方向与断层走向平行, 这样既能防止回采面的超前移动压力不与断层带支撑压力反复叠加, 又能减少回采面过断层的次数。

(4) 采区上 (下) 山位置:若将采区上 (下) 山布置在采区中央, 在采区上 (下) 山两翼布置工作面回采, 由于双翼工作面相向推进, 因此工作面超前支撑压力相互叠加, 不利于冲击地压的防治。故在冲击地压煤层中, 将采区上 (下) 山布置在采区一翼, 可以减弱冲击地压的形成。

3 采区巷道布置方案

综合考虑以上影响采区巷道布置的因素, 结合矿井现有的开拓巷道布局, 确定该采区巷道布置如下:

在采区东部边界F14断层以东与2201回采面采空区之间布置两条采区下山至-1140m水平, 然后在采区下部边界沿煤层布置两条采区集中巷。回采工作面沿采区集中巷按倾斜条带布置。为了防止冲击地压影响, 两条采区下山布置在煤层底板岩石中, 采区下部两条布置在煤层中的采区集中巷去伪底施工。

两条采区下山分别为轨道下山、胶带下山, 两条采区下山之间以及采区下山与采空区之间间距皆为40m。采区轨道下山内安设绞车及架空乘人装置, 担负采区进风、辅助提升及行人任务。采区胶带下山内安设胶带输送机, 担负采区的煤流运输和回风任务。采区下部两条集中巷分别为集中轨道巷和集中胶带巷。

采区开采顺序:采区内回采工作面向远离采区上山方向开采, 回采工作面由上向下后退式回采。

4 采区冲击地压的预防

(1) 加强冲击地压的预测预报, 采用钻屑法、电磁辐射法、常规矿压观测法、地质动力区划法、含水率测定法等对冲击地压危险程度进行预测预报, 划分出危险区域, 重点监测。特别是在回采面初采、收尾、超前应力集中带, 以及掘进头、回采面过断层、接近老空区时要特别防范。

(2) 卸压解危。在工作面两顺槽距工作面150m范围内的回采面超前应力集中带的煤体中每5m一个点, 采用深孔爆破的方式进行卸压。其次, 根据每天的电磁辐射监测和煤粉量的检验情况, 对检验出的煤粉量超标的监测点采取深孔爆破的方法进行卸压解危, 释放集中压力。

(3) 煤层注水。通过注水使煤体软化, 从而改变煤体的物理力学性质, 降低煤层冲击倾向和应力分布状态。煤层注水后煤的结构发生变化, 致使煤的强度以及煤体弹性能的能力下降, 冲击倾向性也随着减弱, 有时会完全没有冲击能力。煤层注水采用的是长钻孔交叉的注水方法。顺着巷道走向的煤壁每10 m留1个钻孔, 并且孔长为60 m, 孔宽是65 mm, 利用封孔器进行封孔。在动压注水30h之后, 动压注水换为静压注水, 到巷帮湿润结束。在注水的过程中, 如果遇到煤层比较坚硬, 密度较大, 那么在注水孔的工作完成之后, 要在孔内装药进行爆破, 好扩展孔壁的裂缝数量, 以增大注水浸润的面积。

(4) 加大巷道断面。加大巷道断面, 预留巷道变形量, 释放应力积聚。

(5) 合理布局。采区内严禁布置两个及其以上的工作面同时回采;两个掘进头相向掘进时, 在相距30米时 (综掘时50米) , 必须停止一个掘进头作业。煤层间距较大时, 各煤层分别布置采区巷道, 形成各自独立的运输、通风系统。采区三条上山眼多布置在煤层中, 分别用作运煤、运料和行人、通风。采区煤仓穿过底板与采区石门连通, 煤在石门中装车外运。煤层间距较小时, 把几层煤联合起来布置采区巷道。一般几层煤共用一套上山眼和平巷。这些共用巷道布置在煤组最下面的煤层中, 用区段石门将上部煤层联系起来, 形成统一的采区生产系统。采区巷道布置选择单层布置还是联合布置, 主要取决于煤层间距, 具体数值根据各矿区的地质和技术条件确定。中国淮南矿区区段石门长度在40m以内时, 采用共用上山联合布置。间距更小的近距离煤层, 可采用共用上山和共用平巷联合布置。

5 结论

综上所述, 在冲击地压煤层进行采区巷道布置时, 首先要考虑的是选用的方案在开采过程中应有利于减小采场应力集中的程度, 严防因开采而导致应力叠加现象。其次要确保在选用的方案中可能诱发冲击地压的危险区域在可控范围内, 并采取相应的防控措施。

巷道冲击地压 篇2

第一章 总 则

第一条 为了加强煤矿冲击地压防治工作，有效预防冲击地压事故，保障煤矿职工安全，根据《中华人民共和国安全生产法》《中华人民共和国矿山安全法》《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》《煤矿安全规程》等法律、法规、规章和规范性文件的规定，制定《防治煤矿冲击地压细则》(以下简称《细则》)。

第二条 煤矿企业(煤矿)和相关单位的冲击地压防治工作，适用本细则。

第三条 煤矿企业(煤矿)的主要负责人(法定代表人、实际控制人)是冲击地压防治的第一责任人，对防治工作全面负责;其他负责人对分管范围内冲击地压防治工作负责;煤矿企业(煤矿)总工程师是冲击地压防治的技术负责人，对防治技术工作负责。

第四条 冲击地压防治费用必须列入煤矿企业(煤矿)安全费用计划，满足冲击地压防治工作需要。

第五条 冲击地压矿井必须编制冲击地压事故应急预案，且每年至少组织一次应急预案演练。

第六条 冲击地压矿井必须建立冲击地压防治安全技术管理制度、防治岗位安全责任制度、防治培训制度、事故报告制度等工作规范。

第七条 鼓励煤矿企业(煤矿)和科研单位开展冲击地压防治研究与科技攻关，研发、推广使用新技术、新工艺、新材料、新装备，提高冲击地压防治水平。

第二章 一般规定

第八条 冲击地压是指煤矿井巷或工作面周围煤(岩)体由于弹性变形能的瞬时释放而产生的突然、剧烈破坏的动力现象，常伴有煤(岩)体瞬间位移、抛出、巨响及气浪等。

冲击地压可按照煤(岩)体弹性能释放的主体、载荷类型等进行分类，对不同的冲击地压类型采取针对性的防治措施，实现分类防治。

第九条 在矿井井田范围内发生过冲击地压现象的煤层，或者经鉴定煤层(或者其顶底板岩层)具有冲击倾向性且评价具有冲击危险性的煤层为冲击地压煤层。有冲击地压煤层的矿井为冲击地压矿井。

第十条 有下列情况之一的，应当进行煤层(岩层)冲击倾向性鉴定：

(一)有强烈震动、瞬间底(帮)鼓、煤岩弹射等动力现象的。

(二)埋深超过400米的煤层，且煤层上方100米范围内存在单层厚度超过10米、单轴抗压强度大于60MPa的坚硬岩层。

(三)相邻矿井开采的同一煤层发生过冲击地压或经鉴定为冲击地压煤层的。

(四)冲击地压矿井开采新水平、新煤层。

第十一条 煤层冲击倾向性鉴定按照《冲击地压测定、监测与防治方法 第2部分：煤的冲击倾向性分类及指数的测定方法》(GB/T 25217.2)进行。

第十二条 顶板、底板岩层冲击倾向性鉴定按照《冲击地压测定、监测与防治方法 第1部分：顶板岩层冲击倾向性分类及指数的测定方法》(GB/T 25217.1)进行。

第十三条 煤矿企业(煤矿)应当委托能够执行国家标准(GB/T 25217.1、GB/T 25217.2)的机构开展煤层(岩层)冲击倾向性的鉴定工作。鉴定单位应当在接受委托之日起90天内提交鉴定报告，并对鉴定结果负责。煤矿企业应当将鉴定结果报省级煤炭行业管理部门、煤矿安全监管部门和煤矿安全监察机构。

第十四条 开采具有冲击倾向性的煤层，必须进行冲击危险性评价。煤矿企业应当将评价结果报省级煤炭行业管理部门、煤矿安全监管部门和煤矿安全监察机构。

开采冲击地压煤层必须进行采区、采掘工作面冲击危险性评价。

第十五条 冲击危险性评价可采用综合指数法或其他经实践证实有效的方法。评价结果分为四级：无冲击地压危险、弱冲击地压危险、中等冲击地压危险、强冲击地压危险。

煤层(或者其顶底板岩层)具有强冲击倾向性且评价具有强冲击地压危险的，为严重冲击地压煤层。开采严重冲击地压煤层的矿井为严重冲击地压矿井。

经冲击危险性评价后划分出冲击地压危险区域，不同的冲击地压危险区域可按冲击危险等级采取一种或多种的综合防治措施，实现分区管理。

第十六条 新建矿井在可行性研究阶段应当根据地质条件、开采方式和周边矿井等情况，参照冲击倾向性鉴定规定对可采煤层及其顶底板岩层冲击倾向性进行评估，当评估有冲击倾向性时，应当进行冲击危险性评价，评价结果作为矿井立项、初步设计和指导建井施工的依据,并在建井期间完成煤层(岩层)冲击倾向性鉴定。

第十七条 煤层(矿井)、采区冲击危险性评价及冲击地压危险区划分可委托具有冲击地压研究基础与评价能力的机构或由具有5年以上冲击地压防治经验的煤矿企业开展，编制评价报告，并对评价结果负责。

采掘工作面冲击危险性评价可由煤矿组织开展，评价报告报煤矿企业技术负责人审批。

第十八条 有冲击地压矿井的煤矿企业必须明确分管冲击地压防治工作的负责人及业务主管部门，配备相关的业务管理人员。冲击地压矿井必须明确分管冲击地压防治工作的负责人，设立专门的防冲机构，并配备专业防冲技术人员与施工队伍，防冲队伍人数必须满足矿井防冲工作的需要，建立防冲监测系统，配备防冲装备，完善安全设施和管理制度，加强现场管理。

第十九条 冲击地压防治应当坚持“区域先行、局部跟进、分区管理、分类防治”的原则。

第二十条 冲击地压矿井必须编制中长期防冲规划和防冲计划。中长期防冲规划每3至5年编制一次，执行期内有较大变化时，应当在计划中补充说明。中长期防冲规划与防冲计划由煤矿组织编制，经煤矿企业审批后实施。

中长期防冲规划主要包括防冲管理机构及队伍组成、规划期内的采掘接续、冲击地压危险区域划分、冲击地压监测与治理措施的指导性方案、冲击地压防治科研重点、安全费用、防冲原则及实施保障措施等。

防冲计划主要包括上冲击地压防治总结及本采掘工作面接续、冲击地压危险区域排查、冲击地压监测与治理措施的实施方案、科研项目、安全费用、防冲安全技术措施、培训计划等。

第二十一条 有冲击地压危险的采掘工作面作业规程中必须包括防冲专项措施，防冲专项措施应当依据防冲设计编制，应当包括采掘作业区域冲击危险性评价结论、冲击地压监测方法、防治方法、效果检验方法、安全防护方法以及避灾路线等主要内容。

第二十二条 开采冲击地压煤层时，必须采取冲击地压危险性预测、监测预警、防范治理、效果检验、安全防护等综合性防治措施。

第二十三条 冲击地压矿井必须依据冲击地压防治培训制度，定期对井下相关的作业人员、班组长、技术员、区队长、防冲专业人员与管理人员进行冲击地压防治的教育和培训，保证防冲相关人员具备必要的岗位防冲知识和技能。

第二十四条 新建矿井和冲击地压矿井的新水平、新采区、新煤层有冲击地压危险的，必须编制防冲设计。防冲设计应当包括开拓方式、保护层的选择、巷道布置、工作面开采顺序、采煤方法、生产能力、支护形式、冲击危险性预测方法、冲击地压监测预警方法、防冲措施及效果检验方法、安全防护措施等内容。

新建矿井防冲设计还应当包括：防冲必须具备的装备、防冲机构和管理制度、冲击地压防治培训制度和应急预案等。

新水平防冲设计还应当包括：多水平之间相互影响、多水平开采顺序、水平内煤层群的开采顺序、保护层设计等。

新采区防冲设计还应当包括：采区内工作面采掘顺序设计、冲击地压危险区域与等级划分、基于防冲的回采巷道布置、上下山巷道位置、停采线位置等。

第二十五条 冲击地压矿井应当按照采掘工作面的防冲要求进行矿井生产能力核定，在冲击地压危险区域采掘作业时，应当按冲击地压危险性评价结果明确采掘工作面安全推进速度，确定采掘工作面的生产能力。提高矿井生产能力和新水平延深时，必须组织专家进行论证。

第二十六条 矿井具有冲击地压危险的区域，采取综合防冲措施仍不能消除冲击地压危险的，不得进行采掘作业。

第二十七条 开采冲击地压煤层时，在应力集中区内不得布置2个工作面同时进行采掘作业。2个掘进工作面之间的距离小于150米时，采煤工作面与掘进工作面之间的距离小于350米时，2个采煤工作面之间的距离小于500米时，必须停止其中一个工作面，确保两个回采工作面之间、回采工作面与掘进工作面之间、两个掘进工作面之间留有足够的间距，以避免应力叠加导致冲击地压的发生。相邻矿井、相邻采区之间应当避免开采相互影响。

第二十八条 开拓巷道不得布置在严重冲击地压煤层中，永久硐室不得布置在冲击地压煤层中。开拓巷道、永久硐室布置达不到以上要求且不具备重新布置条件时，需进行安全性论证。在采取加强防冲综合措施，确认冲击危险监测指标小于临界值后方可继续使用，且必须加强监测。

第二十九条 冲击地压煤层巷道与硐室布置不应留底煤，如果留有底煤必须采取底板预卸压等专项治理措施。

第三十条 严重冲击地压厚煤层中的巷道应当布置在应力集中区外。冲击地压煤层双巷掘进时，2条平行巷道在时间、空间上应当避免相互影响。

第三十一条 冲击地压煤层应当严格按顺序开采，不得留孤岛煤柱。采空区内不得留有煤柱，如果特殊情况必须在采空区留有煤柱时，应当进行安全性论证，报企业技术负责人审批，并将煤柱的位置、尺寸以及影响范围标在采掘工程平面图上。煤层群下行开采时，应当分析上一煤层煤柱的影响。

第三十二条 冲击地压煤层开采孤岛煤柱前，煤矿企业应当组织专家进行防冲安全开采论证，论证结果为不能保障安全开采的，不得进行采掘作业。

严重冲击地压矿井不得开采孤岛煤柱。

第三十三条 对冲击地压煤层，应当根据顶底板岩性适当加大掘进巷道宽度。应当优先选择无煤柱护巷工艺，采用大煤柱护巷时应当避开应力集中区，严禁留大煤柱影响邻近层开采。

第三十四条 采用垮落法管理顶板时，支架(柱)应当具有足够的支护强度，采空区中所有支柱必须回净。

第三十五条 冲击地压煤层采掘工作面临近大型地质构造(幅度在30米以上、长度在1千米以上的褶曲，落差大于20米的断层)、采空区、煤柱及其它应力集中区附近时，必须制定防冲专项措施。

第三十六条 编制采煤工作面作业规程时，应当确定回采工作面初次来压、周期来压、采空区“见方”等可能的影响范围，并制定防冲专项措施。

第三十七条 在无冲击地压煤层中的三面或者四面被采空区所包围的区域开采或回收煤柱时，必须进行冲击危险性评价、制定防冲专项措施，并组织专家论证通过后方可开采。

有冲击地压潜在风险的无冲击地压煤层的矿井，在煤层、工作面采掘顺序，巷道布置、支护和煤柱留设，采煤工作面布置、支护、推进速度和停采线位置等设计时，应当避免应力集中，防止不合理开采导致冲击地压发生。

第三十八条 冲击地压煤层内掘进巷道贯通或错层交叉时，应当在距离贯通或交叉点50米之前开始采取防冲专项措施。

第三十九条 具有冲击地压危险的高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，应当根据本矿井条件，综合考虑制定防治冲击地压、煤与瓦斯突出、瓦斯异常涌出等复合灾害的综合技术措施，强化瓦斯抽采和卸压措施。

具有冲击地压危险的高瓦斯矿井，采煤工作面进风巷(距工作面不大于10米处)应当设置甲烷传感器，其报警、断电、复电浓度和断电范围同突出矿井采煤工作面进风巷甲烷传感器。

第四十条 具有冲击地压危险的复杂水文地质、容易自燃煤层的矿井，应当根据本矿井条件，在防治水、煤层自然发火时综合考虑防治冲击地压。

第四十一条 冲击地压矿井必须制定避免因冲击地压产生火花造成煤尘、瓦斯燃烧或爆炸等事故的专项措施。

第四十二条 开采具有冲击地压危险的急倾斜煤层、特厚煤层时，在确定合理采煤方法和工作面参数的基础上，应当制定防冲专项措施，并由企业技术负责人审批。

第四十三条 具有冲击地压危险的急倾斜煤层，顶板具有难垮落特征时，应当对顶板活动进行监测预警，制定强制放顶或顶板预裂等措施，实施措施后必须进行顶板处理效果检验。

第三章 冲击危险性预测、监测、效果检验

第四十四条 冲击地压矿井必须进行区域危险性预测(以下简称区域预测)和局部危险性预测(以下简称局部预测)。区域预测即对矿井、水平、煤层、采(盘)区进行冲击危险性评价，划分冲击地压危险区域和确定危险等级;局部预测即对采掘工作面和巷道、硐室进行冲击危险性评价，划分冲击地压危险区域和确定危险等级。

第四十五条 区域预测与局部预测可根据地质与开采技术条件等，优先采用综合指数法确定冲击危险性，还可采用其他经实践证明有效的方法。预测结果分为四类：无冲击地压危险区、弱冲击地压危险区、中等冲击地压危险区、强冲击地压危险区。根据不同的预测结果制定相应的防治措施。

第四十六条 冲击地压矿井必须建立区域与局部相结合的冲击危险性监测制度，区域监测应当覆盖矿井采掘区域，局部监测应当覆盖冲击地压危险区，区域监测可采用微震监测法等，局部监测可采用钻屑法、应力监测法、电磁辐射法等。

第四十七条 采用微震监测法进行区域监测时，微震监测系统的监测与布置应当覆盖矿井采掘区域，对微震信号进行远距离、实时、动态监测，并确定微震发生的时间、能量(震级)及三维空间坐标等参数。

第四十八条 采用钻屑法进行局部监测时，钻孔参数应当根据实际条件确定。记录每米钻进时的煤粉量，达到或超过临界指标时，判定为有冲击地压危险;记录钻进时的动力效应，如声响、卡钻、吸钻、钻孔冲击等现象，作为判断冲击地压危险的参考指标。

第四十九条 采用应力监测法进行局部监测时，应当根据冲击危险性评价结果，确定应力传感器埋设深度、测点间距、埋设时间、监测范围、冲击地压危险判别指标等参数，实现远距离、实时、动态监测。

可采用矿压监测法进行局部补充性监测，掘进工作面每掘进一定距离设置顶底板动态仪和顶板离层仪，对顶底板移近量和顶板离层情况进行定期观测;回采工作面通过对液压支架工作阻力进行监测，分析采场来压程度、来压步距、来压征兆等，对采场大面积来压进行预测预报。

第五十条 冲击地压矿井应当根据矿井的实际情况和冲击地压发生类型，选择区域和局部监测方法。可以用实验室试验或类比法先设定预警临界指标初值，再根据现场实际考察资料和积累的数据进一步修订初值，确定冲击危险性预警临界指标。

第五十一条 冲击地压矿井必须有技术人员专门负责监测与预警工作;必须建立实时预警、处置调度和处理结果反馈制度。

第五十二条 冲击地压危险区域必须进行日常监测，防冲专业人员每天对冲击地压危险区域的监测数据、生产条件等进行综合分析、判定冲击地压危险程度，并编制监测日报，报经矿防冲负责人、总工程师签字，及时告知相关单位和人员。

第五十三条 当监测区域或作业地点监测数据超过冲击地压危险预警临界指标，或采掘作业地点出现强烈震动、巨响、瞬间底(帮)鼓、煤岩弹射等动力现象，判定具有冲击地压危险时，必须立即停止作业，按照冲击地压避灾路线迅速撤出人员，切断电源，并报告矿调度室。

第五十四条 冲击地压危险区域实施解危措施时，必须撤出冲击地压危险区域所有与防冲施工无关的人员，停止运转一切与防冲施工无关的设备。实施解危措施后，必须对解危效果进行检验，检验结果小于临界值，确认危险解除后方可恢复正常作业。

第五十五条 停采3天及以上的冲击地压危险采掘工作面恢复生产前，防冲专业人员应当根据钻屑法、应力监测法或微震监测法等检测监测情况对工作面冲击地压危险程度进行评价，并采取相应的安全措施。

第四章 区域与局部防冲措施

第五十六条 冲击地压矿井必须采取区域和局部相结合的防冲措施。在矿井设计、采(盘)区设计阶段应当先行采取区域防冲措施;对已形成的采掘工作面应当在实施区域防冲措施的基础上及时跟进局部防冲措施。

第五十七条 冲击地压矿井应当选择合理的开拓方式、采掘部署、开采顺序、煤柱留设、采煤方法、采煤工艺及开采保护层等区域防冲措施。

第五十八条 冲击地压矿井进行开拓方式选择时，应当参考地应力等因素合理确定开拓巷道层位与间距，尽可能地避免局部应力集中。

第五十九条 冲击地压矿井进行采掘部署时，应当将巷道布置在低应力区，优先选择无煤柱护巷或小煤柱护巷，降低巷道的冲击危险性。

第六十条 冲击地压矿井同一煤层开采，应当优化确定采区间和采区内的开采顺序，避免出现孤岛工作面等高应力集中区域。

第六十一条 冲击地压矿井进行采区设计时，应当避免开切眼和停采线外错布置形成应力集中，否则应当制定防冲专项措施。

第六十二条 应当根据煤层层间距、煤层厚度、煤层及顶底板的冲击倾向性等情况综合考虑保护层开采的可行性，具备条件的，必须开采保护层。优先开采无冲击地压危险或弱冲击地压危险的煤层，有效减弱被保护煤层的冲击危险性。

第六十三条 保护层的有效保护范围应当根据保护层和被保护层的煤层赋存情况、保护层采煤方法和回采工艺等矿井实际条件确定;保护层回采超前被保护层采掘工作面的距离应当符合本细则第二十七条的规定;保护层的卸压滞后时间和对被保护层卸压的有效时间应当根据理论分析、现场观测或工程类比综合确定。

第六十四条 开采保护层后，仍存在冲击地压危险的区域，必须采取防冲措施。

第六十五条 冲击地压煤层应当采用长壁综合机械化采煤方法。

第六十六条 缓倾斜、倾斜厚及特厚煤层采用综采放顶煤工艺开采时，直接顶不能随采随冒的，应当预先对顶板进行弱化处理。

第六十七条 冲击地压矿井应当在采取区域措施基础上，选择煤层钻孔卸压、煤层爆破卸压、煤层注水、顶板爆破预裂、顶板水力致裂、底板钻孔或爆破卸压等至少一种有针对性、有效的局部防冲措施。

采用爆破卸压时，必须编制专项安全措施，起爆点及警戒点到爆破地点的直线距离不得小于300米，躲炮时间不得小于30分钟。

第六十八条 采用煤层钻孔卸压防治冲击地压时，应当依据冲击危险性评价结果、煤岩物理力学性质、开采布置等具体条件综合确定钻孔参数。必须制定防止打钻诱发冲击伤人的安全防护措施。

第六十九条 采用煤层爆破卸压防治冲击地压时，应当依据冲击危险性评价结果、煤岩物理力学性质、开采布置等具体条件确定合理的爆破参数，包括孔深、孔径、孔距、装药量、封孔长度、起爆间隔时间、起爆方法、一次爆破的孔数。

第七十条 采用煤层注水防治冲击地压时，应当根据煤层条件及煤的浸水试验结果等综合考虑确定注水孔布置、注水压力、注水量、注水时间等参数，并检验注水效果。

第七十一条 采用顶板爆破预裂防治冲击地压时，应当根据邻近钻孔顶板岩层柱状图、顶板岩层物理力学性质和工作面来压情况等，确定岩层爆破层位，依据爆破岩层层位确定爆破钻孔方位、倾角、长度、装药量、封孔长度等爆破参数。

第七十二条 采用顶板水力致裂防治冲击地压时，应当根据邻近钻孔顶板岩层柱状图、顶板岩层物理力学性质和工作面来压情况等，确定压裂孔布置(孔深、孔径、孔距)、高压泵压力、致裂时间等参数。

第七十三条 采用底板爆破卸压防治冲击地压时，应当根据邻近钻孔柱状图和煤层及底板岩层物理力学性质等煤岩层条件等，确定煤岩层爆破深度、钻孔倾角与方位角、装药量、封孔长度等参数。

第七十四条 采用底板钻孔卸压防治冲击地压时，应当依据冲击危险性评价结果、底板煤岩层物理力学性质、开采布置等实际具体条件综合确定卸压钻孔参数。

第七十五条 冲击地压危险工作面实施解危措施后，必须进行效果检验，确认检验结果小于临界值后，方可进行采掘作业。

防冲效果检验可采用钻屑法、应力监测法或微震监测法等，防冲效果检验的指标参考监测预警的指标执行。

第五章 冲击地压安全防护措施

第七十六条 人员进入冲击地压危险区域时必须严格执行“人员准入制度”。准入制度必须明确规定人员进入的时间、区域和人数，井下现场设立管理站。

第七十七条 进入严重(强)冲击地压危险区域的人员必须采取穿戴防冲服等特殊的个体防护措施，对人体胸部、腹部、头部等主要部位加强保护。

第七十八条 有冲击地压危险的采掘工作面，供电、供液等设备应当放置在采动应力集中影响区外，且距离工作面不小于200米;不能满足上述条件时，应当放置在无冲击地压危险区域。

第七十九条 评价为强冲击地压危险的区域不得存放备用材料和设备;巷道内杂物应当清理干净，保持行走路线畅通;对冲击地压危险区域内的在用设备、管线、物品等应当采取固定措施，管路应当吊挂在巷道腰线以下，高于1.2米的必须采取固定措施。

第八十条 冲击地压危险区域的巷道必须采取加强支护措施，采煤工作面必须加大上下出口和巷道的超前支护范围与强度，并在作业规程或专项措施中规定。加强支护可采用单体液压支柱、门式支架、垛式支架、自移式支架等。采用单体液压支柱加强支护时，必须采取防倒措施。

第八十一条 严重(强)冲击地压危险区域，必须采取防底鼓措施。防底鼓措施应当定期清理底鼓，并可根据巷道底板岩性采取底板卸压、底板加固等措施。底板卸压可采取底板爆破、底板钻孔卸压等;底板加固可采用U型钢底板封闭支架、带有底梁的液压支架、打设锚杆(锚索)、底板注浆等。

第八十二条 冲击地压危险区域巷道扩修时，必须制定专门的防冲措施，严禁多点作业，采动影响区域内严禁巷道扩修与回采平行作业。

第八十三条 冲击地压巷道严禁采用刚性支护，要根据冲击地压危险性进行支护设计，可采用抗冲击的锚杆(锚索)、可缩支架及高强度、抗冲击巷道液压支架等，提高巷道抗冲击能力。

第八十四条 有冲击地压危险的采掘工作面必须设置压风自救系统。应当在距采掘工作面25至40米的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置、回风巷有人作业处等地点,至少设置1组压风自救装置。压风自救系统管路可以采用耐压胶管，每10至15米预留0.5至1.0米的延展长度。

第八十五条 冲击地压矿井必须制定采掘工作面冲击地压避灾路线，绘制井下避灾线路图。冲击地压危险区域的作业人员必须掌握作业地点发生冲击地压灾害的避灾路线以及被困时的自救常识。井下有危险情况时，班组长、调度员和防冲专业人员有权责令现场作业人员停止作业，停电撤人。

第八十六条 发生冲击地压后，必须迅速启动应急救援预案，防止发生次生灾害。

恢复生产前，必须查清事故原因，制定恢复生产方案，通过专家论证，落实综合防冲措施，消除冲击地压危险后，方可恢复生产。

第六章 附 则

采掘工作面冲击地压防治 篇3

关键词:集束卸压孔 弱面结构 应力传递 消耗能量

中图分类号:TD713文献标识码:A文章编号:1674-098X(2012)04(a)-0129-01

目前,采煤工作面发生冲击地压的部位,一般都是在上超前和工作面上头,掘进工作面主要是在工作面后部一定范围内,防治冲击地压的方法,主要是采取对抗法或卸压法。对抗法因为材料等因素的局限,较难达到目的。卸压法确实能起到卸压作用,但不能真正消除冲击地压危险。为能够更好地防治冲击地压,认真分析现有防治冲击地压的技术方法,提出下面集束卸压孔防治冲击地压的方法。

现有的解决冲击地压方法中的对抗法,就是给棚加固法,增强巷道支护,包括架棚喷砼打锚索,以阻挡围岩的冲击。由于来自应力集中地段的围岩压力能量巨大,当地压冲击没来时,还可以维护巷道的完好,一旦发生冲击,面对强烈的地压冲击,这种对抗式支护几乎不起作用。而注水软化法和爆破预裂法,应当属于破坏岩体结构的一种卸压法,虽不属于对抗法,立意较好,但之所以效果不太好,是因为注水法不但没有减少压力集中区物质量,又注水使岩石产生膨胀附加应力而增强压力集中区的应力。爆破预裂法虽然能破坏岩石的单向结构,但取岩量不够,预裂的岩石因为碎胀,可能传递应力的能力进一步增强,并又附加了一个碎胀应力,所以目前的注水软化法和爆破预裂法,不但没有有效地减小高压区的压力或阻断压力传递,相反却增强了冲击地压发生的可能性与强度。

对于掘进工作面,可经过卸压钻场,向巷道周围一定范围内打足够量的钻孔,形成集束钻孔,将巷道周围的岩石除维护巷道结构的以外,足够量地取出,以形成能够被集中应力破坏的结构弱面,破坏的结构弱面不能传递或有效地传递应力,从而阻断应力传递和消除采场内高应力区,防止产生冲击地压。对于采煤工作面,在外部前方一定距离施工卸压钻场,经卸压钻场向( 将)需要消除高压和阻断顶板压力传递处打集束钻孔按量取岩形成结构弱面,并且可再对集束钻孔选孔装药进行结构破坏,因破碎的岩石无法充满取岩区域传递应力,从而达到卸压目的。

由于该法是在巷道或工作面的一定区域,在围岩取出位置人为形成一个弱面空间,当该位置进入应力集中区域时,集中的应力超过该弱面的结构强度时,该空岩管的围岩会压碎填充空岩管,对应于取岩量的多少,减少或不发生底鼓帮鼓。空岩管初次破坏后,即弱化或阻断该处应力传递,应力会发生重新分配,峰值部分会向深部或远离巷道处转移,远离需要保护的巷道或局部工作面。當发生地压冲击时,主要作用于破坏的集束岩管保护范围以外区域, 由于该弱面空间只受到较小的应力作用,并进一步产生破坏,消耗冲击能量,剩余的冲击能量则不足以破坏巷道或局部工作面或岩管之间预留的围岩,从而保护巷道不受冲击或减弱冲击破坏作用,确保巷道内的人员和设备安全,使生产得以连续进行。

集束卸压钻孔完工后,应通过微震仪反应,观察集中应力区的岩爆变化,如卸压作用不够明显,说明剩余孔边岩柱的强度还大于集中应力的破坏作用,有必要对卸压钻孔装药爆破,以便在岩体弱面内形成较好的阻断效果。

对于采煤工作面,施工集束卸压钻孔后,会出现应力集中区域从风巷附近向下部工作面和深部煤岩体转移现象,深部煤岩体在集中应力作用下,可能会出现岩爆,但不会影响到外部工作面。离开风巷的下部工作面,近硬帮处发生岩爆,可能对工作面还有一定影响,比起风巷处发生冲击地压,因为有液压支架支撑,则可以保护人员的安全。对于掘进工作面,两帮顶板施工集束钻孔卸压后,去掉了巷道两帮的应力,使两帮的应力转移到深部岩体,从而弱化对底板岩体的侧向应力作用,达到使底板岩体不发生应力蠕变底鼓或冲击底鼓的目的。

打这种取岩卸压孔,需要保证在垂直钻孔的横断面上,达到一定的取岩量。参照回采冒落岩石膨胀系数一般为1.2～1.3,提示取岩量应当达到0.2～0.3。如果采用直径200mm钻孔,达到单位断面上0.2的岩石取出量,则相邻孔边距为200mm。如果在19m×2m范围内,则需要237个钻孔。这相当于在垂直风巷断面工作面顶底板围岩中,取出了3.8m×2m断面的岩量,足以减小风巷上下帮和顶底板向巷道内的膨胀或冲击。如采用0.3m孔径,孔边距0.3m,单位断面上也为0.2取岩量,效果与上述相同,只需要约106个孔。为保证钻机钻进中途不出现交叉,可以先打100mm细孔,然后扩孔达到所需单位断面取岩量。每孔长70m打106个钻孔,每孔施工时间2个小班( 二次成孔,先打一较小直径的钻孔,再进行扩孔达到要求直径),需要71天。三台钻机同时施工则约需要24天。以上为参照回采冒落岩石碎胀系数为1.2时,确定的单位断面的取岩钻孔直径和数量。由于巷道的围岩并没有沿重力线发生明显的冒落,只是破碎后基本处于原位附近,碎胀系数应小于0.2,所以单从阻断应力传递方面,钻孔直径可能可以选小一些,钻孔间距可能还可以选大些,实际施工时也许会更方便些—— 有利于避免钻孔交叉现象。如考虑巷道围岩挤入问题,孔径相对于孔边距也许应选大些。这些数值问题,可在实际工作中进行总结,根据效果加以调整。实际施工中可能还会因为裂隙导通,出现邻孔返水情况,可以封闭已施工返水钻孔解决。还可能在应力集中区出现塌孔卡钻现象,可能需要在钻头后部圆周安装合金牙,以便解决如钻头进入应力集中区时出现的塌孔现象。

卸压钻孔装药爆破,需要特制形状的火药,火药直径和钻孔直径应匹配;每隔一定距离需要一个起爆雷管,雷管脚线长度,从70m到10m,应该有依次相差2～3m的不同规格。

在施工钻孔取岩时,在单位断面或容积内取岩量需要达到一定值,必须近距离平行施工钻孔。这有一定的难度,需要操作熟练的钻机工,依靠长期打钻过程中积累的经验(采取准确固定钻机、扩孔法等)及性能良好的钻机,确保平行钻孔能够按参数施工,防范可能出现的卡钻问题,确保取岩工作能够顺利进行。

回采巷道冲击地压预测与解危研究 篇4

通过长期的研究, 总结发现14采区冲击地压的危险性有如下规律:采区深部较浅部发生冲击地压的危险性大, 即采深越大危险性越大;地质构造地带发生冲击地压的危险性较大。如开采143上14工作面时, BF28和BF25断层附近和两断层之间的向斜构造区共360m范围, 经检测发生冲击地压的危险性较大;边角煤柱带发生冲击地压的危险性大。如143上12工作面和143上14工作面的三角煤柱带, 经检测发生冲击地压的危险性较大;老顶来压尤其初次来压期间, 超前支承压力集中区发生冲击地压的危险性大;工作面下端头, 在过断层或来压期间发生冲击地压的危险性较大。

2 冲击地压的预测方法

2.1 冲击危险性区域分析预测

认真分析回采巷道所处位置及附近的断层情况、褶皱构造情况、煤柱分布情况, 了解周边巷道布置和采煤工作面、采空区分布, 搞清集中应力、采动影响的范围及程度, 结合多年来的经验, 判断巷道所在位置冲击地压的危险程度, 作为今后检测防治重点。

2.2 钻屑法检测

即根据钻孔煤粉量的多少来判断。以煤粉量的比率为纵坐标, 以钻进深度为横坐标, 求出峰值强度及集中系数, 集中系数越高, 冲击地压危险性就越强。为操作简单, 也可以采用临界煤粉量指标, 即平均单位钻孔深度排出煤粉的质量。东滩煤矿14采区根据长期观测, 采用φ42mm钻头钻进时, 得出临界煤粉量指标如表1所示。

钻孔布置。钻孔直径为42 mm, 孔深为10m, 钻孔距底板1.2m左右, 单排布置, 钻孔方向垂直巷帮, 钻孔间距为10m;迎头施工钻孔时, 钻孔方向垂直迎头煤壁。

施工方法。采用德国哈泽玛格公司生产的FIV型手持式气动钻机或国产MQS-5 0 B风煤钻、插销式联接麻花钻杆及Φ42mm的钻头进行钻眼, 钻杆每节长1m。用胶织袋或塑料布收集钻出的煤粉, 用弹簧秤称量煤粉的重量, 每钻进1m测量1次钻屑量。

冲击危险的判定。若钻屑量接近或超过临界煤粉量, 或在钻孔过程中出现较多的卡钻、吸钻及声响等动力效应, 则判定有冲击危险。

2.3 采用电磁辐射检测

随回采巷道的掘进或在采煤工作面推进前方, 依据区域危险性程度, 每隔一定的距离设一组检测点, 检测两帮及掘进迎头煤壁。一般对预测的冲击地压危险区每隔10m设一组检测点。

检测时使用K B D 5矿用本安型电磁辐射仪进行检测。根据厂家出具的电磁辐射调试报告的建议, 结合该检测点的实际情况, 测试机器的放大倍数定为5000, 门槛值30, 强度报警值以几次检测平均值的1.3倍确定。当出现下列情况之一的区域具有发生动力灾害的危险性:当电磁辐射强度极大值或脉冲数值超过临界值时;电磁辐射脉冲数或强度指标具有明显的增强趋势;电磁辐射强度或脉冲数值明显有大变小, 但一段时间后又突然增大。

2.4 其他监测方法

配合钻屑法检测和电磁辐射检测, 东滩煤矿还采用了巷道断面收敛观测和信号点柱监测。

巷道断面收敛观测。巷道断面收敛主要是指两帮移近量和顶底板移近量。当巷道断面收敛量突然增大时, 可能会有冲击地压发生。为了实现连续观测, 该矿采用了巷道收敛自动检测报警仪。

信号点柱观测。在工作面前方顺槽支设单体液压支柱, 并安装液压自记仪, 用以连续监测支承压力的变化。当工作阻力突然增高时, 可能会有冲击地压的发生, 但也可能是顶板来压, 所以要配合其他方法用以区分。

3 解危措施

3.1 煤柱应力预处理措施

对于三角煤等各种有可能产生应力集中的煤柱, 坚持“超前排查、及早准备、跟踪检查”的原则, 在工作面回采前对煤柱进行预处理, 并在工作面接近煤柱时, 做好冲击地压检测工作。

3.2 优化回采巷道布置

工作面切眼和两巷尽可能布置在减压区内, 避开集中压力的影响, 能够有效的防止冲击地压。如143上14工作面轨顺、切眼为沿空掘巷, 布置在减压区内, 巷道压力较小, 采掘过程中未检测出冲击地压危险。

3.3 深孔爆破

在检测出冲击地压危险区域, 采用深孔爆破进行解危卸压。在巷道帮部每隔3m～5m布置一个深孔爆破卸压孔, 爆破卸压孔直径42mm, 孔深10m, 距底板1.0m～1.3m。深孔爆破时, 采用乳化炸药, MFD-150型起爆器, 每孔装药长度为3.6m, 孔内均匀布置4个并联的雷管, 孔外串联, 一次起爆炮眼个数不得超过10个。

3.4 大直径钻孔卸压

采用Φ115的钻头施工卸压钻孔, 钻孔深度为12m, 钻孔距巷道底板1.2m和1.5m左右, 双排三花眼布置, 钻孔方向与巷帮分别成0°和5°角, 每组钻孔的间距为2m左右。

4 冲击地压防护措施

东滩煤矿要求将冲击地压防护措施作为采掘作业规程主要安全技术措施之一, 主要内容如下。

进行防治冲击地压基本知识教育, 熟悉冲击地压发生的原因、条件、前兆等基础知识以及需要采取的防治措施。对于特定的作业地点, 认真学习执行作业规程及相关的安全措施。

积极组织开展冲击地压的预测预报工作, 出现危险时应积极组织人员撤离。

进入作业区域首先要对支护情况进行检查, 及时处理存在的问题, 在可靠支护下开展工作。

轨道顺槽超前维护距离及支护强度必须符合作业规程的规定。

钻屑法检测时, 施工人员要把持好钻具, 防止电缆或管路缠绕、伤人;铺设的胶织袋或塑料布等应足够大, 确保将钻进时所有的煤粉搜集。

5 结语与问题

认真分析回采巷道总体布置, 尽可能将巷道布置在减压区内;对冲击地压发生可能性大的区域, 预先采取疏压措施, 能起到事半功倍的效果。

钻屑法虽然能较好的检测冲击地压危险, 但操作较为复杂。使用钻屑法检测时, 钻机操作人员之间要相互配合。当出现吸钻、卡钻等现象时要立即停止钻进, 采取措施进行处理, 并及时做好记录。钻屑法布置钻孔时, 掌握好钻孔角度, 钻孔要布置在煤层中, 避免钻孔钻入岩石。

由于受工作地点环境的影响较大, 电磁辐射数值失真严重, 在东滩煤矿电磁辐射仪监测的数据仅作为参考数据。

深孔卸压爆破对卸压防冲能起到很好的效果。但是装药十分困难, 炸药难以装到钻孔底部, 影响卸压效果。

巷道冲击地压 篇5

【关键词】冲击地压；煤柱区；全锚索支护

前言

快速、安全、高效的掘进巷道是煤矿生产的先决条件，是保证正常的采掘接替、开展有效的瓦斯治理、建设安全高效矿井的必要条件。随着我国煤炭生产和现代化机械水平的不断提高，如何采取有效的强化支护方式，是现阶段掘进支护面临的重大课题。

阜矿集团五龙煤矿是一个有着50多年开采历史的老矿区，1952年由前苏联列宁格勒设计院设计，经过技术装备改造，2006年核定产量为250万t/a。五龙煤矿为高瓦斯矿井，地质条件分类为二类Ⅱ型，矿井自燃危险等级为容易自燃，煤种为长焰煤，开拓方式为立井多水平分区式。

1、问题的提出

五龙煤矿进入21世纪以来，随着矿井向-600以下水平的延伸，煤区的主采工作面开采深度均已达到800米以上，深部回采巷道支护遇到了前所未有的技术难题。五龙煤矿在煤柱及冲击地压区掘进巷道施工如何采取有效的支护方式是一直以来探索的重大课题。

2002年至2006年期间，我们对冲击地压区域的采区巷道主要以加大支护强度，增大支护材料投入为主，支护方式多为U棚+锚杆网联合支护，但经过几年的实践，总结出这种支护的缺点，一是投产成本大，二是工人劳动强度高，三是施工速度缓慢，四是回采时上下两道由于U棚的存在，使维修工作十分困难等。为此，从2007年起，集团公司进行支护改革，探索使用全锚索支护，五龙煤矿在3322上、下两顺重点冲击区域进行了以全锚索支护代替U棚+锚杆合支护的试验，经近一年多的实践，基本形成了一套行之有效的技术手段，为回采巷道在高应力区施工的有效支护探索出一条新路。

2、锚杆支护与锚索支护从理论上的比较与区别

2.1 松动圈理论与煤柱区锚索支护机理

2.1.1松动圈理论

松动圈理论是由中国矿业大学董方庭教授提出的，其主要内容是：凡是坚硬围岩的裸露巷道，其围岩松动圈都接近于零，此时巷道围岩的弹塑性变形虽然存在，但并不需要支护。松动圈越大，收敛变形越大，支护难度就越大。因此，支护的目的在于防止围岩松动圈发展过程中的有害变形。

1）小松动圈支护机理。当L=0～40cm时，称为小松动圈。当L=0时，意味着开巷后围岩只有弹塑性变形，其变形量小，变形时间短，因此不存在支护问题。

2）中松动圈支护机理。当L：40～150cm时，称为中松动圈。围岩的碎胀力比较明显，围岩的收敛变形将使喷层产生裂缝或破坏，因此，必须用锚杆控制其变形。由于L值一般小于常用锚杆长度，因此可以用悬吊理论。但锚杆的悬吊对象是围岩松动圈在形成过程中的碎胀力，其悬吊点为松动圈以外的岩体。锚固力大于4kN可满足支护要求。

3）大松动圈支护机理。当L>150cm时，称为大松动圈，属软岩。L=150cm是围岩松动圈支护理论划分为软岩的界线。围岩变形量大，变形时间长，支护不成功时底鼓严重。对于这类围岩，必须选用较强的支护才能防止底鼓。采用组合拱理论可以有效地进行支护。

2.1.2松动圈理论分析锚索支护原理。

按照中松动圈支护机理，3311上下两顺煤柱区围岩为中松动圈，设计中可采用悬吊理论，锚索的主要作用是将下部不稳定岩层悬吊在上部稳定岩层中。但在煤柱区构造带附近、巷道变形比较大的区域，锚索通过锚固段与锚索托板之间的作用对巷道上方不稳定岩层起到挤压加固作用，这种作用也很重要，是对悬吊作用一个有力的补充。如果锚索仅仅起到悬吊作用，悬吊的重量一般都很大，将是很危险的，因此确保有足够的预应力是锚索支护的一个关键问题。

以上内容的分析是我们决定改变采区巷道传统的锚杆+网+钢带支护的理论基础。

3、全锚索支护设计

3.1 3322工作面概况

3322工作面主采煤层为太平上层群，煤层结构复杂，层理，节理较发育，煤层厚度为12-13.6米，煤层中含夹石层数较多，夹石层数6-10层，夹石厚度变化在0.05-1.0米，岩性随岩石厚度而变化，薄时为泥岩，厚时为粉砂岩，煤层中常伴有小构造，及局部有劣质煤。

煤层顶板为复合顶板，岩性为页岩含薄煤层，厚度0.5-至3.0米，往上为直接顶，岩性为粉砂岩，厚度70米。

煤层底板含砾砂岩，厚度9米。

3.2 原巷道支护设计

原巷道支护采用锚杆+钢带+金属网联合支护。锚杆为ф20螺纹钢长度为2.4米，帮使用ф20螺纹钢长度为2.0米的等强锚杆，顶板布置8米锚索，每排三根，排距×间距：2.4米×1.6米。选用长4.1米，宽70，带距0.8米，每排布置7根锚杆。锚杆间距0.8米。成巷后开展跟踪写实。

表中实见，前10天右帮移近量大于左帮，顶板下沉量大于底板鼓起量，巷道总体变形量大，从原支护设计实施情况分析（1）深部巷道地压大，两帮煤层因瓦斯大煤壁松弱，现支护形不成具有足够强度的组合梁达到支撑上部围岩。（2）锚杆锚深不够，安装时初锚力低，不能有效及时控制围岩变化。

3.3 全锚索支护设计

2007年8月份开始，在3322运顺工作面开展全锚索支护攻关研究，经过写实、分析、试验、对该工作面采取以下改进措施：（1）工作面所有顶板锚杆均改为L=6米锚索，直径：17.8mm，取代原巷道锚杆。（2）原巷道中间加打的长锚索由3根修改为四根，并将滞后距离由30米修改为为5.4米。

3322区经过近半年多的实施及设点观测，顶板下沉量由原来的300mm/10天下降为100mm/10天，工作面支护质量得以显著提高。

结论

煤柱区及冲击地压区均呈现软岩特征，锚索支护代替锚杆由于锚深增加及锚索较锚杆强度的优越性，不单掘进工程有使用价值，在以后处理软岩及巷修工程也有广泛的借签意义。

参考文献

[1]董方庭.岩石松动圈理论.徐州：中国矿业大学，1995

[2]蒋金泉.采场围岩应力与运动.北京：煤炭工业出版社，1993

[3]郭忠平.煤矿开采新技术.徐州：中国矿业大学，1999.

作者簡介

巷道冲击地压 篇6

关键词：冲击地压,巷道液压支架,三级让压,三级支护

1工作面概况

跃进煤矿25110工作面是该矿25采区第1个综采放顶煤工作面, 地面标高+551.0～+596.0 m, 煤层标高-394.0～-451.7 m, 东为23采区保护煤柱, 西为25采区下山保护煤柱, 南为25采区下部未开采煤层, 北为25090工作面 (已采) 。开采中下侏罗统义马组2-1煤, 走向长865 m, 倾斜长191 m, 可采储量179.6万t, 煤层倾角10°～15°, 煤层厚度8.4～13.2 m, 采放比1∶2.92, 服务年限14.41个月, 采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤法, 一次采全高, 自然垮落法控制顶板。

工作面采深大, 顶板围岩易破碎, 易底鼓、片帮和冒顶, 地压现象明显, 巷道变形较严重, 同时伴有冲击地压释放。根据中国矿业大学冲击倾向性鉴定结论:2-1、2-3煤层冲击倾向性类别为Ⅰ类, 强冲击倾向, 其顶板也具有弱冲击倾向。掘进过程中运输巷发生过5次中等以上冲击地压, 预测回采过程中具有强冲击危险, 必须加强巷道支护。运输巷设计全长1 007 m, 断面为椭圆形, 长轴6.2 m, 短轴5 m, 净断面24.5 m2, 棚距0.7 m, 采用锚网索+36U“O”型棚复合支护, 巷道方位角N115°, 布置在2-1煤层中沿煤层顶板掘进, 该巷道作为工作面的胶带运输巷, 回采过程中主要向工作面供给新鲜风流。

2工作面运输巷支护形式

为提高冲击区域支护强度, 减小冲击地压危害, 在运输巷安全出口向外300 m内进行超前支护加固, 在转载机段50 m安装3排ZT2×4000/33/50型迈步式液压支架进行支护。转载机头向外260 m区域范围内, 每隔3架36U“O”型棚安装1架型号为ZD6400/27/42G的“门式”液压支架进行超前支护, 在工作面回采过程中随着转载机的拉移, 在转载机头处拆除最里面一架支架, 运至支架最外面一架处进行安装, 如此循环。这就是具有跃进煤矿特色的“锚网索+36U‘O’型棚+门式支架” 的“三级支护、三级让压”抗冲击复合支护系统, 即由高强度预应力树脂锚固螺丝钢锚杆、十字钢带和金属网等构成的锚网索一级支护+高强度U型钢全封闭二级椭圆支护+ZD6400/27/42G型整体式强力液压可缩性支架三级支护。巷道支护断面如图1所示。

3支架结构及性能

3.1适用条件及参数

ZD6400/27/42G型巷道液压支架是在认真总结国内外支护技术成果、有关支架特点和现场使用经验的基础上, 根据跃进煤矿现场的生产条件和支护形式设计的新型巷道防冲击液压支架。主要应用在近工作面段巷道区域内进行加强巷道支护, 或在采区煤层准备巷道的三角点设备比较集中或矿山压力显现较大的地点, 用于要求有较高防护能力的拱形顶的巷道支护, 适用于巷高2.7～4.2 m、倾角小于10°的巷道中。与巷道的锚网索和36U“O”型棚配合实现“三级支护、三级让压”防冲系统。

支架为双立柱顶梁圆弧铰接, 支护高度2.7～4.2 m, 底座宽5.5 m, 支架初撑力1 798 kN, 工作阻力2 300 kN, 支护强度1.355 MPa, 对底板比压1.28 MPa, 泵站工作压力31.5 MPa, 缸径200 mm, 柱径185 mm, 行程1 500 mm, 立柱初撑力989 kN, 工作阻力1 150 kN。

3.2结构

ZD6400/27/42G型巷道液压支架主要由金属结构件和液压元件两大系统组成。①金属结构件主要由弧形顶梁、底座组成;②液压控制系统除了立柱外, 还包括各种液压控制元件, 如操纵阀组、液控单向阀和安全阀、液压辅助元件 (如胶管、弯头和三通等) 等。各结构件之间及结构件和液压元件之间通过销轴、螺栓等连接, 管路系统采用快速接头、U型卡连接, 拆卸维护方便快捷。

3.2.1顶梁

顶梁与巷道顶板接触, 直接支撑顶板, 是支架的主要承载部件之一, 主要作用是承接巷道顶板岩石的载荷, 为井下巷道提供一定的工作空间, 满足生产需要。

顶梁由左、右拱形顶梁组成, 左、右顶梁形状基本相同, 为由若干条主筋和横筋及盖板组焊成的箱形结构, 总体呈弧线形, 左、右梁上分别焊有1个柱窝, 与立柱柱头呈面接触, 其与左、右侧立柱用销铀连接支撑顶梁, 将立柱的支撑力传递给顶梁, 并防止顶梁向两侧侧翻, 起到限位固定作用。左、右顶梁之间通过销轴绞接成为1个近似弧形的整体结构, 并设有向上翻转和向下翻转的限位机构, 不但增强了顶梁的稳定性, 而且还提高了顶梁的抗冲击能力。

3.2.2底座

底座是整个支架的重要承载部件, 它的主要作用是将支架承受的顶板压力传递给底板, 所以底座除要具有足够的强度, 还要满足底板比压小和适应现场底板起伏不平等要求, 为立柱形成安装空间和作为支撑立柱的支点。

底座为箱形铰接结构, 由外形相同的2个边底座和连接边底座的中间底座组成, 最大外形尺寸2 m×1.3 m, 三结构件之间用销轴进行连接, 呈长方体箱形。每个边底座内设有柱座, 与立柱缸底呈面接触, 形成近似整体结构, 以提高支架的稳定性和确保支架有足够的承载能力。

3.2.3液压系统

(1) 立柱。

立柱把顶梁和底座连接起来, 承受顶板的载荷, 是液压系统的主要受力部件, 使各结构件连接为一个整体, 以发挥最大效能, 除要求有足够的强度外, 还需具有较高的可靠性。

该支架采用机械加长立柱, 主要由缸体、活柱、机械加长段和各种密封件组成。立柱缸径为200 mm, 供液压力为31.5 MPa时初撑力为989 kN, 当压力超过安全阀设定压力36.62 MPa时, 安全阀开启卸载, 此时立柱工作阻力为1 150 kN。此种立柱结构简单, 成本较低, 可靠性高;缺点是使用不如双伸缩立柱方便, 抗冲击性能相对较弱, 在使用中应加强对旁路安全阀的维护, 始终使其处于正常状态。

(2) 液压控制元件。

主要由操纵阀、液控单向阀和安全阀组成。①操纵阀是液压支架的总控制中心部件, 根据需要控制液压系统元件的动作。选用FHS125/31.5Z型操纵阀完成对液压元件的控制, 工作压力31.5 MPa, 额定流量125 L/min。液控单向阀是液压系统的关键控制元件, 其作用是闭锁立柱千斤顶工作腔, 承受外载荷产生的增压阻力, 配合安全阀获得额定工作阻力。选用FDY280/42型液控单向阀, 额定工作压力42 MPa, 流量280 L/min。②安全阀和单向锁组成支架液压控制阀组, 对液压元件和结构件起过载保护作用, 选用FAD320/50型安全阀, 额定压力39.3 MPa。该支架的液压系统高压从工作面乳化液系统引入, 由主进液管、主回液管、各种液压元件、立柱组成。采用快速接头和U形卡及“O”形密封圈连接, 拆装维护方便, 性能可靠。在主进、回液三通到操纵阀之间装有球形截止阀、过滤器等, 可根据需要接通或关闭某条液路, 方便维修某一条胶管及液压元件, 过滤器能过滤主进液高压液中的杂质, 防止杂质进入架内管路系统。

3.3特点

(1) 设置了大流量的旁路安全阀, 以便在冲击地压作用的瞬间及时卸载, 避免损坏立柱。

(2) 立柱的缸底、柱头一改传统立柱的球头式, 采用平头式设计, 且顶梁和边底座柱窝均为锻造平底柱窝, 大大增强了立柱和结构件的抗冲击能力。

(3) 为防止冲击地压作用下造成巷道底鼓, 支架下设防止底鼓的下横梁。

(4) 为了便于运输、安装和拆卸, 支架的各大部件之间均可方便地拆装。

(5) 支架使用在“O”型棚的巷道内, 支撑在“O”型棚之间, 以保证支架的侧向稳定性。

(6) 支架顶梁间设有顶梁连接耳, 方便架与架之间进行连接, 使多架支架变为一个整体, 提高了支架的侧向稳定性。

4井下运输、安装及拆除

4.1运输

(1) 支架运输常用的有整体运输和解体运输2种。一般在矿井提升能力和巷道断面通过能力允许的情况下, 应尽可能采用整体运输, 以减少现场拆装工序, 缩短安装时间, 提高安装质量;否则应采用解体运输。由于该支架体积较大, 该矿采用在地面解体、分件装车入井、现场安装的方式。

(2) 入井前要提前准备好专用平板车, 要求平板车装卸方便, 重心尽可能低, 要严防斜坡运输和井下运输途中翻倒损坏支架, 专用平板车数量根据列车运行速度、运输路线长短及及支架的质量来确定。

(3) 起吊支架部件时, 必须按底座或顶梁上既定起吊环起吊, 同时用选定的螺栓将支架和符合矿用标准的平板车相连接并进行固定, 装车时必须使液压支架重心尽量与板车中心重合, 平板车的承载质量与所装支架或部件的总质量相匹配且安全可靠, 在起吊过程中, 要使用正规安全的、并与起吊物件质量相匹配的起吊设备进行起吊。

(4) 支架或部件装到平板车上后, 最大外形尺寸在运输中符合《煤矿安全规程》等安全要求, 确保能顺利通过所经巷道。为保证运输畅通顺利, 应先用最大外形尺寸的模型或实物试运输, 确认所经巷道畅通无阻后, 支架或部件开始正式入井运输。

(5) 无论采用何种固定方式, 除将支架和板车进行牢固锁定外, 在支架和板车之间务必采取防侧滑措施, 以免在运输过程中因突然启动、刹车、上下坡而产生惯性力损坏坚固装置发生事故。在所有运输的环节中, 都要检查是否因上一个运输环节引起了支架坚固处松动破坏, 如有异常应处理后再进入下一个运输环节。运输过程中还应注意保护好立柱的镀层和液压系统各种胶管、控制阀, 以免损坏, 影响使用。

4.2安装

进入防冲区域, 所有作业人员必须严格遵守防冲管理实施细则和防冲措施, 穿好防冲服、戴好防冲头盔, 做好个体防护并搞好自主保安工作。分解装车的支架运输到安装地点后, 暂时不使用的一定要用双股细钢丝绳与U型钢腿捆绑好, 顶梁、底座的捆绑不能少于2道, 分布要合理均匀, 且每道绳上使用不少于2个绳卡子进行连接固定, 严防冲击地压发生时引起物料伤人。

(1) 由于支架底座安装在巷道内的轨道和运输胶带以下, 支架底座上平面必须和巷道底板保持一个平面, 就必须提前在安装现场2架36U“O”型棚之间、轨道以下开挖长度不小于5.5 m、深度和宽度不小于0.6 m的平底沟槽, 并且将影响安装的锚杆等杂物提前处理。同时清理2架“O”型棚之间影响安装顶梁的障碍, 准备好所需要工具, 选择好起吊悬挂点。

(2) 利用多台5 t手拉葫芦相互配合, 先将支架下帮的边底座起吊并穿过胶带输送机的底胶带, 摆放在2架“O”型棚之间提前挖好的沟槽内, 然后摆放中间横梁并安装横梁下帮连接销轴, 同时将上帮的底座安装到位, 并安装横梁上帮连接销轴;底座安装工作结束后, 将缩至最短的上、下帮立柱分别起吊装入两边底座内, 并摆放在正确位置;然后再依次起吊左、右拱形顶梁, 并通过多台手拉葫芦配合进行装配, 用销轴将左、右顶梁铰接为一体, 再分别安装顶梁两侧与上、下帮大立柱的连接销轴。

(3) 将支架在安装位置组装好后, 必须及时连接液压管路, 操作控制手柄, 使顶梁平稳上升, 在上升过程中, 要确保顶梁在2架“O”型棚之间的正确位置, 并用手拉葫芦进行牵引, 防止支架向两侧倾倒。若立柱液压行程不能够使顶梁接顶, 则必须拔出立柱加长段, 待支架立柱升起支撑住顶板后, 再按顺序依次安装下一架。

(4) 在支架安装到位后, 及时用专用锚索绳将本架和上一架支架进行横向连锁固定, 防止支架倾倒。同时填埋安装底座时开挖的沟槽, 清理工作现场的工具和杂物。

安装过程中, 为了确保施工安全, 每次起吊前都要对起吊工具、起吊位置和手拉葫芦悬挂地点灵活性、可靠性、牢固性和安全性进行全面检查。起吊现场与安装工作无关人员要远离, 支架顶梁在没有升起支撑住顶板前, 严禁人员在顶梁下行走或作业。所有部件起吊、旋转、位移范围内严禁停留人员, 现场要安排专人指挥, 发现安全隐患, 先处理整改后再进行安装工作。

4.3拆除

拆除是安装的逆过程, 支架在安装完成后可能几个月甚至更长时间内不动作, 但受现场生产条件的影响, 如巷道变形, 发生冲击地压使支架损坏或发生变形等原因, 都必须拆除、更换支架或部件。每次拆除前都要对现场情况进行详细检查, 做好充分的准备工作, 悬挂位置和牢固性要重点检查, 确保拆除工作的安全进行。

(1) 先拆除本架与下一架间的横向防倒锚索绳, 在本架支架内、外侧的“O”型棚梁上, 分别悬挂2台5 t手拉葫芦固定左、右顶梁。先将左顶梁与上帮立柱连接销轴拆除, 然后降上帮立柱使立柱柱头脱离顶梁柱帽, 然后用2台手拉葫芦配合, 退去左、右顶梁间的铰接销轴, 将左顶梁放下, 使用同样方法将右顶梁放下。在下降过程中顶梁容易倾倒, 必须根据现场情况用手拉葫芦牵引好顶梁, 防止向两侧倾倒。

(2) 将上、下帮立柱加长段收回的同时, 将立柱缩至最短, 用手拉葫芦将立柱吊起脱离底座, 同时按安装时的逆顺序拆除底座和中间横梁, 外运至地面或新的安装地点。

拆除支架管路时, 必须在液压系统无压力的情况下进行, 拆卸的管路接口应加封堵处理, 防止杂物进入液压系统影响工作。

5支架维护及常见故障

5.1支架维护和管理

(1) 掌握本支架液压系统的有关知识, 了解各零部件的结构、规格、性能和作用, 熟练地进行维护和检修, 及时排除故障, 保证支架始终在完好状态下工作。

(2) 日常维修和保养的重点是液压系统, 结构件一般情况下不易发生损坏, 液压件的维护要坚持井下更换、井上拆检的原则。养成维护保养经常化的工作习惯, 确保各连接件齐全, 液压元件无漏、滴现象。

(3) 坚持维修保养制度, 认真做好班检、日检、旬检和月检工作, 验证故障规律, 总结经验教训。

(4) 维护工要提高自身素质, 做到“一不准、二安全、三配合、四坚持”, 全面提高业务水平。

5.2常见故障

支架的一般结构件强度都比普通支架有所加强, 在正常情况下, 一般不会发生大的故障。但是, 支架在井下使用过程中, 由于煤层地质条件复杂, 冲击地压存在不可预测性, 如果在维护方面存在隐患, 则支架出现故障在所难免。因此一旦出现故障, 无论大小, 均要及时查明原因排除, 使支架保持完好工作状态。

(1) 结构件和连接销轴损坏。

支架的结构件在设计时强度足够, 出现问题的概率较小, 但在使用过程中也可能出现局部焊缝裂纹现象, 常出现在顶梁柱帽和底座柱窝附近和支撑耳座四周, 其原因可能是出现特殊集中受力或冲击状态, 一般采取措施防止焊缝扩大;不能拆换的结构件, 待支架拆除时上井补焊。结构件间以及液压元件连接所用的销轴可能会出现磨损、弯曲和断裂现象, 发现以上情况时要及时更换。

(2) 液压系统故障。

大多数情况下液压系统故障与液压元件有着密不可分的关系, 如胶管和管接头漏液、液压控制元件失灵、立柱或千斤顶不动作等, 因此液压系统的维护应作为支架维护的重点工作来做。

6结语

ZD6400/27/42G型巷道液压支架在跃进矿25110工作面运输巷使用近1 a, 极大提高了巷道的支护强度, 在几次大的冲击地压灾害中, 保证了巷道作业人员和设备安全。

巷道冲击地压 篇7

华丰煤矿主采煤层为4层煤, 煤层具有强烈冲击倾向性, 随着开采深度的快速增加, 深部冲击地压的影响越来越大, 尤其是四层煤上顺槽, 在工作面开采以来发生过多次有危险的冲击事件。根据观测, 1410工作面开采时, 上顺槽压力显现较为严重, 尤其是在上顺槽掘进迎头, 危险性更大, 冲击时易造成巷道破坏、顶底板收缩、两帮收缩以及人员伤害。

2 工程概况

1410工作面上顺槽位于五水平一采区第二亚阶段, 试验段上顺槽西起-840煤仓石门, 东至新增石门, 该段走向长度为270m。该巷道上为已开采的1409工作面, 下为未开采的1410工作面。

4层煤厚度为5.8m~6.4m, 平均厚为6.0m, 单向抗压强度10.8MPa~25.5MPa, 为较稳定煤层, 煤层倾角29°~32°。

4层煤直接顶板为平均1.39m的粉砂岩, 抗压强度66.6MPa~74.1MPa, 平均69.26MPa;矿井顶板分类为2类中等稳定。基本顶为6m以上的中细砂岩或粉细砂岩互层, 坚硬、稳固, 不易冒落。抗压强度96.5MPa~109.0Mpa, 平均102.8MPa。基本顶之上为70m泥岩和红土层, 红土层之上为厚700m以上的坚硬砂砾岩。直接底为4.4m厚的中砂岩, 单向抗压强度74.2MPa, 抗拉强度7.08MPa, 抗弯强度3 6.4 MP a。

4层煤弹性能量指数13.05, 冲击能量指数5.1, 具有强烈冲击倾向性, 直接顶具有中等冲击倾向性。

3 方案确立

3.1 1410上顺槽布置位置分析

1409综放面开采后引起采场周围岩层运动和应力重新分布。根据支承压力分布情况, 在煤体侧都出现3个区。即远离工作面的两侧, 未受采动影响的原始应力区;在工作面附近和前后, 受采动影响的应力增高区;工作面内采动影响趋向稳定的应力降低区。1410上顺槽位于采空区边缘处于采场应力衰减区是布置较理想区域, 一是由于原1409下平巷基本沿顶板布置, 4层煤厚6.4m, 与1409下平巷垂直重叠布置是最佳布置。但受1409开采影响, 垂直布巷施工存在以下技术难点。1410上顺槽沿煤层底板掘进, 顶板为一定厚度的煤体, 受1409回采影响, 煤体极松软破碎, 掘进极易冒落;二是1410上顺槽与上一区段1409下平巷不留或尽量少留设煤柱。为尽量减少煤柱支承应力叠加影响, 在充分研究的基础上, 我们确定1410上顺槽向东与1409下平巷水平无煤柱布置, 即1410上顺槽上帮与1409下平巷下帮基本在一条垂线上, 水平不留设煤柱, 此处压力仍然相对较小, 能够避免垂直布置带来的冒顶事故, 巷道易于维护。

3.2 1410上顺槽层位布置分析

由于四层煤基本顶为6m以上的中细砂岩或粉细砂岩互层, 坚硬稳固, 完整性和强度较高, 采空区周围煤壁侧基本顶极易形成悬臂梁, 基本顶破断、垮落不充分, 不明显或块体之间咬合, 形成非稳定承载结构。在下一区段上顺槽掘进及工作面开采过程中的应力扰动下, 极易造成煤岩体内应力突变, 极可能导致基本顶甚至巨厚砾岩出现二次垮落, 部分垮落可能导致冲击破坏。-750以上四层煤我们分三层开采, 采场顶板冒落充分, 采场附近煤岩体未形成大的悬臂梁结构, 掘进上顺槽未发生冲击地压突然来压现象;1409采用综放一次采全高开采后, 顶板未充分冒落, 形成板状悬空岩梁, 原来的应力状态发生改变, 增加了采空区周围煤系地层的应力水平, 造成煤壁侧受强烈压缩, 煤体松软破碎, 上顺槽掘进时, 应力平衡被打破, 悬空岩梁以上帮煤柱为旋转轴向采空区旋转下沉, 致使巷道变形较为强烈, 掘进过程中矿压显现明显, 当上帮区段煤柱作为旋转轴无法强力支撑悬臂岩梁时, 岩梁回转运动中极易出现失稳摧毁压垮巷道, 甚至发生冲击地压产生冲击性破坏。因此, 四层上顺槽掘进的变形特征冲击地压现象是悬空岩梁回转运动于围岩变形的综合反映。

在充分分析研究基础上, 我们确定把1410上顺槽尽量布置在底板岩石中, 下帮起底0.3m, 上帮起底2.7m左右, 上帮大部分处于底板岩石中, 岩石冲击倾向小, 上帮岩石旋转轴能有效支撑岩梁, 使岩梁能缓慢旋转下沉, 不致巷道瞬间产生冲击性破坏。

为保障1410综放面的安全回采, 该技术方案配套采取了探放1409采空区积水和防止采空区自燃发火等一系列安全技术措施。

4 方案实施

4.1 巷道布置

1410上顺槽在4层煤底板岩石中掘进, 1410上顺槽上帮与1409下平巷下帮在同一条垂线上 (无煤柱) , 新巷道下帮起底岩石高度0.3m。

4.2 巷道断面 (见图1)

断面形状为直墙半圆拱形, 采用宽巷掘进, 净宽3.6m, 净高3.0m, S荒=11.48m2, S净=10.61m2。

4.3 支护形式设计

巷道采用先支U 2 9型棚支护, 然后在棚空中间打锚杆支护, 锚杆采用φ2 0×2 2 0 0 m m普通等强螺纹钢锚杆, 上帮煤层底板以下0.5m~0.8m布置第一根锚杆, 后按0.8m的间距沿巷道周边布置到下帮底角。U型棚束缚支护体表面使其不发生较大变形, 并分别在两底角处及两肩窝处锚棚作加强支护, 迎头后部巷道分段喷浆封闭巷道周边, 防止煤体风化破碎, 起加强支护作用, 喷浆厚度5 0 m m~8 0 m m。

锚七副U型卡缆, 分别布置在腰线处各一副, 起拱线以下各一副, 两肩窝各布置一副及正顶一幅。

5 1410上顺槽向东掘进施工情况

1410上平巷自煤仓石门见煤点开门向东掘进, 安全施工1800m至东边界。施工过程中严格按照设计方案落实。一是1410上平巷与上一区段1409下平巷水平不留设煤柱, 1410上平巷上帮与1409下平巷下帮基本在一条垂线上;二是1410上平巷上下帮起底掘进;三是采用锚带网跟U型棚支护, 确保整体支护强度;四是严禁采掘相向开采, 采掘同向开采, 上平巷至少相距300m以上安全距离之规定。

6 巷道布置优化后冲击显现总结

改进后的效果经过半年来的实践, 上述方案已完全付诸实施, 其优点已得到充分体现, 避免了大能量冲击的破坏, 实现了安全开采。

(1) 巷道开门掘进15m全煤施工时, 迎头打锚杆, 巷道后部支棚。巷道矿压显现次数较多, 平均每班至少一次, 以片迎头为主, 巷道压力较大, 个别锚棚锚杆有断裂现象。迎头煤炮较多, 巷道围岩应力重新分布。

(2) 巷道15m~35m下坡掘进施工时, 压力同样较为明显。

(3) 巷道34m~45m处巷道下帮起底0.8m时, 巷道矿压显现有所减少, 顶板难以维护, 尤其是在原放卸压炮的炮窝位置, 曾经出现过掉顶现象。

(4) 巷道45m~55m巷道下帮底角是岩石时, 巷道压力明显减弱 (顶板煤炮有时好几班不出现) 。但是, 顶板很难维护, 时常出现漏顶, 加上改为装矿车运输, 巷道掘进速度慢。

(5) 巷道55m到东边界上坡掘进, 掘进期间巷道矿压显现有所增加, 没有出现过很大的矿压显现。现在巷道掘进下帮起底岩石高度不大于0.3m, 巷道矿压显现主要是以片迎头及振动为主。巷道掘进速度能保持在每班两架棚, 后部在棚档内打锚杆。巷道掘进速度稳定, 矿压显现稳定, 迎头顶板处于四层 (原下分层) 煤灰底板处, 容易掉顶, 但是不严重, 顶板到硬炭后不再冒落, 加之迎头使用超前锚杆, 顶板也比较正常, 迎头处于现在的掘进状态, 对掘进施工较为有利。

7 结语

巷道冲击地压 篇8

为有效控制巷道底板变形, 针对义马深部煤层具体的地质条件及现有断面、支护、设备布置等实际情况, 首次在耿村煤矿应用底板切槽卸压技术[1,2,3,4]。

1 底板切槽理论

巷道开掘后, 岩体应力由原来的三向应力状态转变为二向应力状态, 在松软围岩体及高应力作用下, 集中应力远大于围岩强度, 岩体容易被破坏。因此, 采用不同的卸压方法, 使巷道表面高应力向深部转移, 而深部岩体处于三向应力状态, 强度比较高, 可以承受高应力的作用, 为围岩的位移提供一定的变形空间[5,6,7,8]。巷道底板施工卸压槽, 使巷道围岩近似成圆形, 而圆形巷道的承压性比较好, 围岩达到了理想的应力平衡状态, 使底板岩层处于应力降低区和稳定状态, 在最大限度上抑制底板的变形量, 从而达到防治底鼓的目的。采用切槽卸压技术来代替卧底的办法, 确保了巷道的正常使用和工作面的正常生产, 同时保证了人员安全。

2 底板切槽参数的确定

巷道切槽卸压效果取决于切槽的宽度b、深度h。当切槽的深度为巷道宽度的一半时, 卸压效果最好, 并能更有效地控制巷道底板的鼓起;当切槽深度b小于巷帮到切缝的间距a时, 即a/b>1, 开槽后的底板视作从切槽下方受到横向载荷P作用的岩石悬梁, 承受弯曲应力, 岩石抗弯强度小, 底板上翘, 甚至下面岩层向上断裂。底板中最大剪应力为:

式中, P为切槽的底板梁能承受的最大压力。

3 耿村煤矿应用实例

3.1 工作面概况

13210掘进工作面位于东三采区东翼, 沿2-3煤底板 (留约2 m底煤) 在实体煤中向东掘进, 东与千秋矿边界煤柱相隔。2-3煤层平均采深620 m, 走向长度1 050 m, 倾角10°~14°, 煤厚平均10.5 m;运输巷标高为+1~+45 m, 采深超过600 m, 煤层具有中等冲击危险倾向性, 其对应地面标高为+625~+656 m;直接顶为灰黑色、黑色泥岩、粉砂质泥岩, 平均厚度为20.5 m;直接底为深灰色泥岩, 平均厚度为2.5 m。

3.2 底板切槽技术指标

(1) 切槽位置选择。资料和巷道实际底鼓情况显示, 巷道底板切槽最合适的位置在巷道底板中心 (图1) 。因此, 切槽实验位置确定在运输巷350~690 m巷中 (长度340 m) 。

(2) 切槽断面形状。考虑到巷道宽度、用途、切槽施工难度及工程量大小, 为防止两侧片帮, 切槽断面形状采用倒梯形。

(3) 切槽宽度。依据巷道实际情况 (巷中两侧为轨道、胶带, 间距1.2 m) 确定为上宽1.0 m、下宽0.6 m。为防止轨道受影响, 切槽左侧偏离轨道0.8m, 右侧切槽段将胶带架吊起。

(4) 切槽深度。切槽深度分别为2.5, 2.0, 1.5m。切槽顺序为间隔切槽:10 m不切槽→2.5 m深 (长度85 m) →间隔35 m不切槽→2.0 m深 (长度85 m) →间隔35 m不切槽→2.5 m深 (长度85 m) →5.0 m不切槽。

(5) 技术要求。切槽完成并经验收后用木板将其盖严, 如出现片帮严重影响轨道及胶带运行时, 用虚煤充填切槽。

4 切槽观测方法

采用钢卷尺、细铁丝、木锚杆等进行测量。

4.1 测站布置

在试验巷道340 m长度范围内共布置15个测站 (其中开切槽处共9个测站, 未开切槽处共6个测站) , 每个测站布置4个测点, 采用人工布置十字测点, 每隔1 d对底鼓量、顶板下沉量及两帮移近量3项技术指标进行观测 (图2) 。

4.2 观测数据

通过对不同深度切槽测站顶板观测数据 (表1) 分析得出: (1) 2.5 m深切槽段巷道平均顶板下沉量明显小于未开切槽段巷道平均下沉量; (2) 2.0 m深切槽段巷道平均顶板下沉量与未开切槽段巷道平均下沉量基本持平; (3) 1.5 m深切槽段巷道平均顶板下沉量明显大于未开切槽段巷道平均下沉量 (图3) 。

通过对不同深度切槽测站底板观测数据 (表1) 分析得出: (1) 2.5 m深切槽段巷道平均底鼓量明显小于未开切槽段巷道平均底鼓量; (2) 2.0 m深切槽段巷道平均底鼓量与未开切槽段巷道平均底鼓量基本持平; (3) 1.5 m深切槽段巷道平均底鼓量明显大于未开切槽段巷道平均底鼓量 (图4) 。

mm

通过对不同深度切槽测站两帮观测数据 (表1) 分析得出: (1) 2.5 m深切槽段巷道平均两帮移近量明显小于未开切槽段巷道平均两帮移近量; (2) 2.0 m深切槽段巷道平均两帮移近量与未开切槽段巷道平均两帮移近量基本持平; (3) 1.5 m深切槽段巷道平均两帮移近量明显大于未开切槽段巷道平均两帮移近量 (图5) 。

综合不同深度切槽测站观测数据对比分析得出:2.5 m深切槽段巷道顶、底板及两帮的位移量明显小于2.0, 1.5 m和未开切槽段巷道, 说明当切槽的深度为巷道宽度的一半时 (2.5 m) , 卸压效果最好, 该段巷道顶、底板及两帮位移量得到了有效地控制, 巷道围岩变形趋于稳定。

5 结语

底板切槽卸压技术有效释放了巷道围岩的应力, 减小了支护巷道的变形量, 节省了巷道维护成本, 有利于巷道的通风、行人及运输, 为冲击地压巷道安全生产及以后的巷道底鼓防治提供科学依据。

摘要：针对义马煤田开采深部冲击地压巷道所遇到的底鼓问题及防治难点, 提出底板切槽卸压技术, 在耿村煤矿13210掘进工作面运输巷进行了防治底鼓的现场应用。结果表明, 底板切槽卸压技术应用效果良好, 为防治冲击地压巷道底鼓问题提供了科学依据。

关键词：底板切槽卸压,巷道底鼓,冲击地压防治,深部开采

参考文献

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[7]钱鸣高, 刘听成.矿山压力极其控制[M].北京:煤炭工业出版社, 1991.

巷道冲击地压 篇9

1 工作面概况

本区位于三水平北17层三、四区一段;煤层赋存稳定以块状亮煤为主, 含少量暗煤, 走向185°~195°, 倾角27°~32°。煤层厚8.21m-12.94m, 煤层直接顶为4.0~7.0m的灰色细砂岩, 以石英长石为主, 含少量黑色矿物, 老顶为30~40m的浅灰、灰白色中、细砂岩, 以石英、长石为主, 底板为4.0~7.0m的凝灰质粉砂岩, 与上覆11层间距140~170m, 与下伏21层间距60~70m。北部回风巷设计长度为985米, 与上段 (二水平北17层三四区三段机道) 煤柱倾斜最小距7—8米, 最大25米, 北部回风巷施工245米至265米时过二水平北17层三、四区分区煤柱, 两侧均为上段停采放顶线, 属高应力集中区域, 为冲击地压重点防预区域和危险区域。

2 采用煤层卸压爆破方式及参数

2.1 三水平北17层一段北部回风巷施工采用边卸压边掘进

煤层卸压爆破孔布置:在场子头距巷道底板0.8米、距下帮1米、3米, 间距2米、按施工中心方向坡度0度向前施工2个煤层卸压爆破孔, 长度不小8米, 距巷道底板0.3米、距下帮1米、2.5米, 间距1.5米、按-25度向下施工2个, 长度6米;下帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米沿煤层倾角向施工1个卸压爆破孔, 长度6米;场子头每次卸压距离8米, 场子允许向前施工4米, 场子必须在卸压范围内施工。

2.2 当防冲大队采用KBD5便携式电磁辐

射仪、钻屑法监测到场子头有冲击危险时, 对该区域上帮、底板及下帮采取煤层卸压爆破方法进行处理。

迎头:距巷道底板0.3米、距下帮1米、间距0.9米、按-25度向下施工4个卸压爆破孔, 长度6米。

距巷道底板0.8米、距下帮1米、间距0.9米、按施工中心方向坡度0度向前施工4个卸压爆破孔, 长度不小8米。

上帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米按-10度施工1个卸压爆破孔, 长度8米。

下帮:距巷道底板0.5米, 每间隔5米沿煤层倾角向下帮施工1个卸压爆破孔, 长度6米。

2.3 煤层卸压爆破孔用10米煤套钎子打,

套钎子每套10根, 每根1米。钎子头直径42mm, 卸压孔直径42mm。

2.4 卸压爆破孔每孔装药量为3kg (长度6

米的为2kg) , 每5管火药用一个引药、正向装药、孔内并联。

2.5 装药时用六棱钎子杆作炮棍, 但前端接一根0.7米长的6分胶管用以绝缘。

2.6 封孔使用3个水炮泥, 水炮泥以外用粘土或黄土炮泥封实不得小于1.0米。

2.7 放炮前, 工作面所有人员必须全部撤

出, 并设专人警戒, 警戒距离距放炮地点半径不小于150米, 躲炮时间不少于40分钟。

3 煤层卸压爆破的形式

煤层卸压爆破是在已确认具有冲击危险的区域或有冲击地压倾向的煤层, 通过对煤体实施爆破, 以达到解除冲击危险的一种冲击地压防治措施和手段。

煤层卸压爆破按施工作用可分为煤层松动爆破、煤层卸压爆破和煤层诱发爆破三种形式。

3.1 煤层松动爆破是指在煤层尚未形成高

应力集中或不具有冲击危险但预测掘进过程可能有冲击危险的煤层实施爆破, 以改变煤体的物体力学性质, 从而使得煤层冲击危险性降低, 避免煤体中弹性能的过于积聚, 以防止冲击地压的发生。

3.2 煤层卸压爆破是对已形成冲击危险的

区域煤层进行爆破, 使煤体中的应力集中程度下降, 煤体中支承压力峰值位置向煤体深部转移, 从而降低冲击危险性。

3.3 煤层诱发爆破是对具有较高冲击危险

性的煤层实施爆破, 通过爆破形成的应力波与高应力煤体的应力迭加, 进一步增加煤体中的应力集中程度并诱发冲击地压, 即通过选择合理的爆破参数、爆破时间和地点, 在爆破动应力的作用下, 诱发强度可控、较小的冲击地压的发生, 从而避免, 灾害性、较大的冲击地压的发生。

4 煤层卸压爆破作用机理

4.1 动力作用及效果

4.1.1 爆破的动态过程。爆破是一个极其复

杂的动态过程。由钻孔爆破学可知, 钻孔中的药卷起爆后, 爆轰波就以一定的速度向各个方向传播, 爆轰后的瞬间, 爆炸气体就已经充满整个钻孔, 爆炸气体的超压开始同时作用在孔壁上, 压力将达几千到上万Mpa。由于爆破过程是在瞬间完成的, 爆炸气体的压力是以冲击荷载的形式作用在孔壁周围的, 因此, 在煤岩体内必将产生冲击波。随着波阵面离开药包距离的增加, 其能量扩散到越来越大的区域中, 直到某一区域 (约2~5r0、r0为药卷半径) 冲击波衰减为应力波。随着传播距离的增加, 应力波的能量降低, 最后衰减为爆炸地震波。

4.1.2 裂隙形成原理。炸药在煤层钻孔中爆

炸后, 爆源附近的煤体因受高温高压的作用而压实, 强大的压力作用, 使爆破孔周围形成压应力场。压应力作用的结果必然引起压缩变形 (压应变) , 使压应力场内煤岩体产生径向位移;在切向方向上将受到拉应力作用, 产生拉伸变形 (拉应变) 。由于煤岩体的抗拉伸能力远低于抗压能力, 故当拉应变超过破坏应变值时, 就会在径向上产生裂隙。

以上径向裂隙、切向裂隙、剪切裂隙相互交叉、贯通并在爆炸气体的膨胀压力作用, 向爆炸孔周围扩展, 形成一定的裂隙区域。

4.1.3 动态扰动作用。从以上分析可以看

出, 炸药爆炸后, 爆破孔周围一定区域内必将产生冲击波和弹性应力波。在裂隙区域以内, 由于冲击波和应力波的结果使煤岩体产生大量各种裂隙, 使煤岩体结构受到破坏。因此, 在此区域内可以忽略动态扰动作用。对距离爆破孔较远的区域, 即裂缝区以外区域, 尽管煤岩体结构没有受到破坏, 但由于爆炸引起的应力波的传播, 使这部分的煤岩体获得一定的动能, 产生一定的动应力。如果该部分的煤岩体在爆破前已处于严重的冲击危险状态下, 那么爆破的结果就有可能引起冲击地压的产生, 通常称之为诱发爆破, 实质上这也是卸压爆破的一种形式或效果。由此可以看出, 爆破的动态扰动作用是煤层卸压爆破防治冲击地压的作用之一。

4.2 静态后果

爆破的动态过程是极其短暂的, 当爆破的动态过程结束后, 爆破孔周围煤岩体将形成三个区域:破碎区 (压碎区) 、裂隙区 (破裂区) 以及非破坏扰动区 (弹性区) , 它们依次远离爆腔。煤层卸压爆破后, 由于上述各区的出现, 必将使煤岩体的承载能力降低, 煤岩体的应力重新分布, 煤岩体中能量积聚与转移规律发生改变, 形成一定的卸压区域, 减弱或消除煤体的冲击危险性。

煤层卸压爆破的结果就是改变煤体的静载大小, 使之在一定范围内降低到较低水平, 不足以引起冲击地压。

5 煤层卸压爆破的优、缺点

优点:对各种生产地质因素均有良好的适应性, 施工机具简单, 操作方便、实施时间和地点灵活机动, 对地质条件和生产条件的要求不高, 适合冲击倾向煤层的广泛应用。

缺点:是卸压延续时间较短, 很短时间裂隙沉实, 应力还原, 卸压有效期短, 在高应力区域应加强日常监测和及时采用其它的卸压方法 (顶板预裂爆破、大孔径煤层卸压孔、煤层注水等) 配合。

摘要：本文论述了煤层卸压爆破的形式及煤层卸压爆破作用机理, 煤层卸压爆破的参数和煤层卸压爆破的优、缺点分析。

关键词：冲击地压,煤层松动爆破,煤层卸压爆破,煤层诱发爆破

参考文献

探析矿井冲击地压防治技术 篇10

冲击地压是指在矿山开采时集聚在岩体中的弹性势能在某一时刻突然强烈释放, 致使岩石爆裂弹射的现象。近年来随着煤炭开采深度的不断增加及开采范围与强度的提升, 冲击地压在煤炭生产中的发生次数日益增多, 开展对其发生机理的探究, 研发与制定具有针对性的防治技术与措施, 不仅有助于煤矿生产的高质高效进行, 确保广大工人的生命安全, 更是中国煤矿现代化建设的必要保障[1]。

1 矿井冲击地压特征

a) 突发性。井下冲击地压发生前通常不会出现任何显著的前期征兆, 一旦发生其持续时间也极短, 整个过程通常仅仅几秒到几十秒就会结束;b) 多样性。冲击地压依据发生位置的不一可划分为煤爆、浅部冲击及深部冲击三种。煤爆出现时, 煤壁爆裂并会伴随小块煤体大量抛出;浅部冲击多发生在煤壁2 m~6m的区间内;深部冲击则指发生在煤体深处的压力骤放。在各种岩体的冲击地压中煤层冲击最为常见, 发生时不仅会有煤块抛出, 还会产生巨大声响与冲击波;c) 破坏性。冲击地压往往会对矿山造成严重危害, 不仅会干扰生产的正常进行, 更会对井下人员生命安全造成巨大威胁, 冲击地压发生时多会造成煤壁片帮及顶底板沉降, 进而引起支架倒伏与巷道堵塞等, 引起安全事故;d) 复杂性。据有关数据显示, 褐煤外其它煤种均有发生冲击地压的记录, 深度从数百到上千米, 地质构造从简单到复杂, 煤层倾角与厚度也涉及各个层次, 可以说冲击地压的发生条件极为复杂多变, 预测困难[2]。

2 矿井冲击地压出现的原因

2.1 地质因素

a) 开采深度。在相关理论研究领域普遍认为深度对冲击地压的发生影响巨大, 当开采深度不超过350 m时, 冲击地压发生概率极小;开采深度介于350 m~500 m之间时, 可能性有所提高;当开采深度超过500m, 则发生概率会大幅提升[3];b) 煤岩层结构。通过对过去冲击地压事故的分析, 其煤岩层结构大致可分为两种:硬顶~硬煤~硬底及硬顶~薄软层~煤层。这两种煤岩层结构均是冲击地压发生的潜在因素, 生产中遭遇这一结构则易导致开采后的冲击地压现象;c) 地质构造。在上述因素之外, 冲击地压还多会发生在断层、褶曲等地质构造发育显著的地段。这些地方由于地质构成的形成而存在局部应力聚集, 开采通过这些地方时有可能致使其释放。

2.2 开采技术因素

开采技术对冲击地压发生几率的影响主要表现出两种形式:a) 工作面煤炭的开采会致使煤岩中应力快速聚集, 在某一范围形成应力集中区;b) 原本存在应力集聚的围岩或煤体受到采动影响而发生冲击地压。这两种情况下开采工艺选择得不科学都会大幅提升冲击地压发生几率。譬如以开采顺序举例, 单一煤层开采与多煤层分采有着不同的开采顺序, 一旦选择不合理, 在开采中压力分布就会出现不可测的变化, 进而提升冲击地压的发生概率[4]。

3 矿井冲击地压的防治技术与措施

3.1 冲击地压防治原则

a) 避免应力集聚。在工作面生产中, 施工人员必须对工作面布置与开采顺序选择进行科学、合理的设计, 尽可能实现无煤柱开采, 从而避免应力大量聚集;b) 尽可能使煤炭开采方向平行于地应力最大值方向。在煤炭开采中决不可使开采方向同地应力最大值方向形成直角或较大的倾角, 一旦两者成为大倾角, 冲击地压发生概率会大幅提升;c) 提升集聚应力释放的区域面积。在煤炭开采中除了避免人为应力的大量集聚外, 还应对已存在的应力集中区进行有效泄压释放, 降低岩体中应力集中程度降低冲击地压发生的可能性。

3.2 冲击地压治理技术

a) 煤层注水技术。煤层注水既可最大程度地利用机械设备又可将作业区域延伸至安全警戒范围之外, 在冲击地压的实际防治中有着良好的效果。煤炭内部存在着各种微小空隙, 同时其还有着较强的亲水性, 通过对煤层注水可有效改善煤体内部结构, 使煤体内蓄积的势能及自身强度明显降低, 从而降低冲击地压发生的概率。在实际生产中较常用的注水方式有两类:顶板注水及压注化学溶液制品。经实践检验这两种方法均能很好降低冲击地压的发生几率, 需注意的是进行注水时必须对注水时间进行科学布置, 确保时间不会高于3个月, 这是因为注水时间越长其效果也就会越差;b) 卸压爆破技术。卸压爆破技术是指在煤层中进行科学钻孔爆破, 安全有效地释放其中集聚的压力, 从而降低或消除冲击地压发生的概率。这一技术主要作用表现为通过爆破可使煤体中出现大量微小裂隙, 从而改变整个煤体力学特性, 使其中蕴含的弹性势能大幅降低, 从而使煤层不再具备发生冲击地压的条件, 消除危险。在实际施工中应做好爆破前检测和爆破后的信息反馈工作, 在此之前, 运用钻屑法确认是否有进行爆破卸压的必要性, 实施爆破卸压后则应用钻屑法对卸压结果进行检测, 确保预期目标已达成;c) 钻孔卸压技术。该技术是指在高强度应力作用下, 借由煤层中集聚的大量势能对开挖钻孔四周的煤体进行破坏, 从而达到卸压放能的作用。通过科学、合理地开挖钻孔, 不仅能有效降低煤体中应力的大量聚集, 实现对冲击地压风险的大幅降低, 更能够通过开挖的钻孔实现围岩应力向卸压区之外岩层内部的转移。

3.3 其它冲击地压防治措施

a) 合理进行开采的布设。在井下开采中, 无论新老区段在开采顺序选择上都应进行科学合理的论证, 尽可能避免形成多侧采空的孤岛煤柱;进行矿井工作面回风巷道挖掘时应尽可能采用沿空留巷;生产时若回风巷无法满足实际需求而需重新开挖, 新掘巷道位置应紧靠煤体边缘, 避免在前支撑力与侧支撑力峰值的叠加区内开挖新回风巷道;b) 开采保护层。煤矿安全规程中明确指出:“对煤层群进行开采, 应首先对无冲击地压的煤层进行开采, 充作保护层。”通过对保护层的开采可有效降低或消除临近煤层开采时冲击地压的危险发生。

4 结语

矿井冲击地压对矿井生产、职工安全等有着重大威胁, 增强对其防治技术与措施的探究既是保障矿井长久可持续发展的必然需求, 亦是国家现代化建设与构建社会主义和谐社会的必由之路。作为一名煤矿技术人员, 必须以勇于开拓的精神投入到冲击地压的防治研究中, 探究其发生机理, 研发新型防治技术的同时注重旧有工艺的改善, 从而使煤炭生产正常有效地进行, 为国家建设提供动力。

参考文献

[1]李静.煤矿冲击地压防治技术研究与应用[J].煤炭技术, 2012, 31 (2) :69-71.

[2]孙文革.煤矿冲击地压防治技术探讨[J].山东煤炭科技, 2012 (3) :183-185.

[3]侯玮, 骈龙江, 郝彬彬, 等.深部开采冲击地压发生条件及预测和防治[J].河北工程大学学报 (自然科学版) , 2008, 25 (2) :65-68.