塔山煤矿3-5煤层首采工作面掘进期间异常矿压防治技术与接续工作面煤柱留设宽度研究.doc

国投大同能源公司塔山煤矿塔山煤矿3-5煤层首采工作面掘进期间异常矿压防治技术与接续工作面煤柱留设宽度研究煤炭科学技术研究院有限公司2014年12月4日目 录1矿井及30501首采面基本情况11.1 矿井概况11.2 煤层概况11.3 30501工作面概况21.4 30501胶带顺槽概况32 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现43 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现原因分析及工作面优化设计63.1 矿压异常显现原因分析63.2 30501工作面优化设计83.3 接续工作面优化设计94 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现监测方案114.1 钻屑法监测114.2 锚杆（索）工作载荷监测144.3 顶板离层量监测145 30501回采巷道掘进期间矿压异常解危措施155.1 煤层卸载爆破155.1.1 煤层卸载爆破原理155.1.2 煤层卸载爆破方案165.1.3 煤层卸载爆破效果检验175.1.4 煤层卸载爆破方案优化175.1.5 煤层卸载爆破安全措施185.2 大直径钻孔卸压196 30501胶带顺槽掘进期间安全防护措施217 3-5号煤层接续工作面合理煤柱留设宽度研究218 3-5号煤层安全开采建议措施228.1 微震监测228.2 地面监测228.2.1 观测线位置228.2.2 观测线布点238.2.3 观测站控制点和观测点的埋设238.2.4 观测要求238.2.5 观测方法258.3 松动圈监测268.3.1 测试设备268.3.2 现场测试要求278.4 工作面采动应力监测278.4.1 KSE-II钢弦测力系统288.4.2 测点布置298.5 煤层注水291 矿井及30501首采面基本情况1.1 矿井概况国投大同能源公司塔山煤矿位于大同煤田中东边缘，大同市220方位，直接距离35km。地处大同市南郊区泉乡上窝寨村西。该矿井田呈不规则多边形，东西宽约为3.74km，南北长约为3.77km，面积约为8.146km2，主要分布煤层包括2、5（3-5）、6、7、8、9号。井田内为黄土丘陵地区，东部基岩出露较多。地势东北部高，西北部低，呈“V”字型冲沟发育，东部地形较为复杂，地表最高点位于东部五顶山，标高为1689.09m，最低点位于井沟内标高为1339.1m。全井田地形险峻，地层倾角大，植被少。矿井设计生产能力为240万t/a，于2010年开始投产。现开采煤层为2号煤层，采用主平硐-副斜井开拓方式。井下煤炭运输采用胶带运输机，辅助运输采用无轨胶轮车。2号煤采煤方法为一次采全高走向长壁综合机械化采煤法，5（3-5）号煤层设计采用综采放顶煤开采，顶板管理方式为全部垮落法。1.2 煤层概况2号煤层为太原组最上一层煤，上距山西组底部砂岩09.00m，平均为8.28m，分布于井田全部区域，大部可采。煤层变异系数为0.06%，较稳定，煤层厚度为0.104.38m，平均为3.00m。煤层结构复杂，含夹矸15层，现为该矿主采煤层。煤层顶板有伪顶、直接顶和老顶。井田区内伪顶零星分布，岩性为炭质泥岩、泥岩，厚度为0.10.3m；直接顶岩性为粉砂岩、砂质泥岩，厚度为25m；老顶岩性以砂砾岩、粗砂岩为主，局部为中细砂岩，厚度为218m。底板岩性为粉砂岩、高龄质泥岩，厚度为14m。3-5号煤层：上距2号煤层1.556.67m，平均为4.35m，全井田均由赋存，井田内3、5号煤层合并，变异系数为0.16%，属于稳定煤层，煤层厚度为15.7226.77m，平均为17.93m，西厚东薄，结构极复杂，夹矸一般为511层，岩性多为高龄质泥岩或炭质泥岩，煤层顶板有伪顶、直接顶和老顶，伪顶区内零星分布，岩性为泥岩、砂质泥岩，厚度为0.20.5m；直接顶岩性为高龄质泥岩、炭质泥岩，厚度为35m；老顶岩性为中粗砂岩，厚度为615m。底板岩性为砂质泥岩、泥岩，厚底为0.83.20m。1.3 30501工作面概况30501工作面为3-5号煤层首采面，其倾斜长度为174m，走向长度为1832m，上距2号煤层间距为4m，由于2号煤层为留煤柱开采，煤柱宽度为2040m不等，30501工作面胶带顺槽与上覆煤柱的水平距离为10m，回风顺槽与上覆煤柱水平间隔为40m左右。该工作面综合柱状图如图1.1所示。图1.1 3-5号煤层综合柱状图30501工作面煤层及顶底板力学性质测试参数如表1.1所示，从表中可以看出，工作面顶板主要为高龄质泥岩，强度较低，抵抗变形的能力较差。煤层顶部和底部强度偏小，并含有多层夹矸，夹矸多为高龄质泥岩，单轴抗压强度为29.38。底板岩性为高岭岩和高龄质泥岩，单轴抗压强度为54.42，为中硬岩层。表1.1 3-5号煤层及其顶底板力学性质一览表煤岩层名称岩性单轴抗压强度/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/GPa泊松比凝聚力/MPa内摩擦角/顶板高岭岩、高龄质泥岩36.551.5219.790.24/煤层顶部03m煤21.470.732.840.382.633.2顶部46m煤10.600.881.980.312.437.7顶部79m煤9.830.802.250.43.7831.7顶部1012m煤14.640.722.640.252.6732.0顶部1316m煤16.601.013.310.42/夹矸高龄质泥岩、炭质泥岩29.382.107.570.09/底板高岭岩、高龄质泥岩54.42/24.280.21/1.4 30501胶带顺槽概况30501胶带顺槽主要用于30501综采工作面煤流运输及通风，巷道设计长度为2027.3m，开工时间为2014年6月22日，预计2015年2月15日竣工。30501胶带顺槽断面为矩形，掘进宽度5700mm，高度3700mm，毛断面面积21.09m2；净宽5500mm，净高3500mm，净断面面积19.25m2。由于受地质变化从里程526m将矩形断面变更为半圆拱形断面，巷道尺寸变为：宽度5420mm，高度4020mm，净宽5200mm，净高3900mm。该巷道支护参数具体如下：巷道顶部选用直径为22mm，长度为3米的等强左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为700mm700mm；帮部选用直径为22mm，长度为2.2米玻璃钢锚杆，间排距为700mm750mm。另外，自里程K0m至K425m选用直径为17.8mm，长度为7m间排距1.41.6m的锚索进行顶板支护；自里程K425m起，由于巷道矿压异常显现，煤炮频发，锚索直径由17.8mm变更为21.8mm，长度由7m改为8.3m，间排距变为1.6m1m。2 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现30501胶带顺槽在掘进期间顶板来压剧烈，煤炮频繁发生，造成巷道支护困难，工作强度加大，施工进度缓慢，工人安全受到威胁。同时矿压异常显现导致巷道顶板多处冒顶，巷帮煤体鼓出，锚索多次拉断，重型设备受震弹跳。自8月25日在巷道里程330米处发生第一次煤炮后，矿方工作人员对矿压异常显现造成的破坏情况进行了记录，矿压异常发生日期及显现地点见图2.1。图2.1 矿压异常发生日期及显现地点一览图矿压显现异常情况具体描述如下：8月25日：里程K330-K360m顶板来压，顶板下沉，产生裂缝。工作面有震感，靠帮摆放的支护材料有移位。8月28日：工作面20：15大煤炮，9根锚杆被挤出来，8个锚索托盘掉落，多处搭接处网片撕开。9月3日、5日，大煤炮，共8根锚索失效，补锚杆32套，网片35块，锚索27根。9月10日至9月14日：集中对里程K375-K420m范围顶板下沉处进行架棚处理，钢棚由11#矿用工字钢加工成，共计架棚80架，同时增设顶板离层仪，密切观测顶板离层状态。9月12日：顶板来压下沉，架棚段8架钢棚梁被压弯。9月15日：发生大煤炮，顶板来压下沉，架棚段4架钢棚梁被压弯。补锚杆18套，网片21块，锚索15根。9月17日，大煤炮，4个锚索托盘掉落，5个托盘被压平，3根锚索拉断，有火花。9月20日：晚班00：50顶板来压，里程K450m处有6根锚索被拉断，7根锚索松动失效，煤尘浓厚，有火花。9月27日：9月27日，三次中炮，20：50一次大煤炮，2根锚索拉断，7根锚索松动，剧烈金属摩擦声，有火花。9月28日：工作面顶板来压，4根锚索松动失效。10月3日，11：00一次大煤炮，3根锚索托盘掉落，工作面垮顶1.05m。10月13日，3：29一次大煤炮，5根锚索松动，1根锚索被拉断。10月25日，17：40、18：19两次大煤炮，4个锚索托盘掉落，3根锚索松动，2根锚索被拉断。10月26日，17：20一次大煤炮，3根锚索松动，工作面垮顶0.9m。10月29日，5：20、20：44两次大煤炮，造成5根锚索松动，同时工作面退后10m80m范围内网片大范围撕裂，帮部煤体开裂破碎，许多破碎煤进入巷道内11月5日，三次中炮，18：30一次大煤炮，3根锚索被拉断；补打锚索3根，锚杆2套，网片1块。11月6日，五次中炮，4根锚索松动失效；二次涨拉锚索4根，补打锚杆4套，网片2块。11月7日，两次中炮，顶板垮冒，帮部网片撕裂；补打锚杆6套，网片8块。11月8日，9：01一次大煤炮，5根锚索被拉断，工作面四处位置垮顶1.2m；补打锚索5根，锚杆5套，网片7块。11月10日，20：00一次大煤炮，1根锚索被拉断，1根锚索失效，工作面垮顶；补打锚索1根，锚杆3套，网片1块，二次涨拉锚索4根。11月13日，15：05一次大煤炮，2根锚索被拉断；补打锚索2根。11月18日，15：20、17：00两次大煤炮，4根锚索被拉断；补打锚索4根、锚杆5套，网片8块。11月21日，10：40、3：42两次大煤炮，5根锚索被拉断；补打锚索5根、锚杆5套，网片3块；瓦斯传感器被打到皮带上。11月23日：工作面两次中炮，2根锚索松动失效。工作面垮冒0.8m。3#倒车硐室内帮部网片被撕裂，帮部煤体破碎，垮落堆积在倒车硐室内。二次涨拉锚索2根。11月25日，14：20一次大煤炮，1根锚索被拉断，工作面垮顶0.7m；补打锚索1根、锚杆4套，网片1块。典型的巷道破坏情况如图2.2所示。（a）来压导致顶板下沉 （b）锚索失效图2.2 顶板来压时现场破坏情况专家调研组通过与矿方领导及技术人员沟通交流，同时下井勘查，发现30501胶带顺槽掘进期间矿压异常显现表现为如下特点：1）显现范围随掘进工作面向前推移，始终集中在迎头后方30m内，30m外巷道支护保持良好；2）K0mK330m里程无显现，K330m后显现持续不断；3）煤炮来源集中在左帮和顶板，右帮显现较少；4）迎头稍一扰动，矿压即开始显现；5）回风顺槽无显现，胶带顺槽显现剧烈。3 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现原因分析及工作面优化设计3.1 矿压异常显现原因分析30501胶带顺槽与2号煤遗留煤柱的水平距离为10m，而回风顺槽与上覆遗留煤柱水平间距为40m，遗留煤柱对下部3-5号煤层的支承压力分布产生很大的影响。如图3.1所示，煤柱下方支承压力达到峰值，随着与煤柱距离的增大，支承压力逐渐降低，当与煤柱水平距离足够远时，下部煤层不再受煤柱影响支承压力降为最小值，且保持不变。从图中可以看出，若顺槽位置处于煤柱影响区域的增压区内，如30501胶带顺槽，当其掘进时，应力的高度集中将会导致矿压异常，施工困难；若顺槽处于减压区时，该区域范围应力值相对较低，掘进扰动对周围煤岩体的影响较小，有利于巷道的安全施工。图3.1 2号煤遗留煤柱影响下3-5号煤支承压力分布示意图上覆2煤开采后遗留煤柱与30501胶带顺槽的水平距离仅为10m，并且2煤与3-5号煤之间的层间距较小，仅4m左右，夹层以泥岩为主，强度较低，承载能力较弱，故当30501胶带顺槽开挖时，煤体的突然卸荷导致巷道顶板对上覆岩层的支撑力F降低，2号煤层冒落矸石及垮断岩层随巷道顶板下沉而向下运移，由于在扰动前整个围岩系统处于静平衡状态，F值得突然减小导致2号煤遗留煤柱内承载的应力2增大。上下煤层较小的层间距使得应力能够很好的向下传递，对30501胶带顺槽内部煤体进行加载，即应力3-5升高。由于巷道距离上覆2煤遗留煤柱较近，扰动造成3-5很快达到3-5号煤的极限强度，使煤体受压破坏，积聚弹性能释放，煤炮随即产生，同时释放的能量以振动波的形式传递到巷道，导致巷道围岩震动，破坏支护结构、移动重型设备。30501胶带顺槽矿压异常显现分析简图如图3.2所示。上煤体破裂振动波23-5F图3.2 30501胶带顺槽矿压异常显现分析简图3.2 30501工作面优化设计由上节分析可知，该工作面胶带顺槽矿压频现的主要原因是巷道与上覆2煤遗留煤柱间距过小，因此提出将原设计巷道外错的方案以减弱遗留煤柱对巷道掘进的影响。为保证外错巷道能够远离煤柱应力集中区域，并且减少隔离煤柱导致的资源浪费，专家组通过与矿方领导积极讨论，从而确定优化巷道外错距离为26m，优化方案见图3.3。图3.3 工作面巷道优化布置方案这样在开采前半个工作面时，可以充分利用现掘巷道，保证回采顺利进行，同时在工作面回采时在优化巷道的基础上进行反方向掘进，使得在后半个工作面回采时保障回采巷道的安全性。同时由于胶带顺槽不便于布置在弯曲巷道内，因此将两条顺槽的功能对换，即原回风顺槽变为胶带顺槽，原胶带顺槽改为回风顺槽，从而保证了工作面的顺利回采。3.3 接续工作面优化设计专家组对3-5号煤层接续工作面的巷道设计进行了优化，共提出三种方案，具体如下：方案一：如图3.4所示。将接续面的准备巷道布置在现掘巷道和30501回风顺槽之间，相邻两条巷道间煤柱的宽度均为10m。由于3-5号煤层为自燃煤层，小煤柱的留设有利于保证隔风，防止采空区着火，同时降低了对下伏煤层开采的影响。而且，该布置方案使得2煤遗留煤柱始终处于接续工作面中部，回采巷道处于低应力区域，有利于保障回采巷道的安全性，且便于巷道维护，降低维护成本。图3.4 接续工作面巷道优化设计方案一方案二：如图3.5所示，接续面30502工作面的回风顺槽沿转弯巷道中部继续向前掘进，其与30501采空区之间留有一定宽度的隔离煤柱，该煤柱的宽度需要同时满足隔离采空区，防止采空区遗煤自燃，同时使巷道处于低压区，便于巷道维护。具体合理煤柱留设尺寸需进一步研究后方可确定。该方案的优点在于可以充分利用已掘进巷道段，减少掘进成本；缺点是需要不断维护已掘巷道，保证其完好不变形，另外丢掉了已掘巷道和30501回风顺槽之间的26m宽煤柱，造成资源的浪费。图3.5 接续工作面巷道优化设计方案二方案三：如图3.6所示。在30501工作面回采结束后，30502回采顺槽的布置是沿目前已掘巷道继续向前掘进，形成生产系统。同样解决了2号煤层遗留煤柱对3-5号煤层回采的影响。该方案的优点在于很好的利用已掘巷道段，同时避免了刀把式工作面布置，缺点在于隔离煤柱宽度相对较大，30502回风顺槽距离2号煤遗留煤柱距离较近，回采过程中可能对该顺槽影响较大，不利于巷道的维护，甚至产生矿压异常显现。图3.6 接续工作面巷道优化设计方案三4 30501回采巷道掘进期间异常矿压显现监测方案4.1 钻屑法监测钻屑法作为一种最直接的煤体高应力监测方式，已被广泛应用于煤体应力集中危险区的检测。通过在煤层中打直径4250mm的钻孔，根据排出的煤粉量及其变化规律和有关动力效应，鉴别集中应力危险的一种方法，其理论基础是钻出煤粉量与煤体应力状态具有定量的关系，即其他条件相同的煤体，当应力状态不同时，其钻孔的煤粉量也不同。当单位长度的排粉率增大或超过标定值时，表示应力集中程度增加和矿压危险性提高。对于煤体钻到一定深度后，钻孔周围将逐步过渡到极限应力状态，钻孔过程呈现一系列的动态效应，当钻孔钻杆进入高应力区时，孔壁部分煤体可能挤入孔内，并伴有不同程度的响声和微动压，也会出现钻进容易、吸钻或出现卡钻甚至卡死现象。出现这些变化的原因是钻孔周围煤体变形和破碎，煤层中的应力愈大，煤的脆塑性破碎则愈剧烈。1）钻屑法监测方案（1）监测地点：应力集中危险区域、顺槽两帮、迎头（掘进时）。为了确定遗留煤柱影响范围、合理确定留设煤柱宽度，需要在以下几个地点进行钻屑量监测，具体如图4.1所示。（a） 在30501回风顺槽一个施工位置，打设三个钻屑量监测孔，孔深为10m左右，用以监测无煤柱影响下正常钻屑量的变化，从而确定原岩应力状态下钻屑量的值；（b） 在30501胶带顺槽左帮打设三个钻屑量监测孔，用以监测煤柱影响区内钻屑量的变化，通过与正常钻屑量比较，从而确定煤柱影响区范围及应力集中程度；（c） 在30501胶带顺槽右帮打设三个钻屑量监测孔，用以监测煤柱影响区内右帮钻屑量的变化，通过与正常钻屑量比较，从而确定煤柱对右帮的影响程度，为30502工作面回采巷道外错10m是否远离煤柱影响提供数据支持；（d） 当掘进巷道改直后，需要在其左帮打设三个钻屑量监测孔，通过所得钻屑量与正常钻屑量比较，从而确定26m外错距离是否离开了煤柱应力集中区，为接续工作面煤柱留设提供参考。图4.1 钻屑法钻孔布置示意图（2）监测孔布置：钻孔直径4245 mm，孔深810 m，间距2m（根据危险性程度可适当进行调整），距底板1.2 m，单排布置，钻孔方向与巷帮垂直，平行于煤层，布置方法如图4.2所示。2m2m图4.2 钻屑法钻孔布置示意图（3）监测内容：主要监测每米钻孔的钻屑量，单位kg/m。采用专用表格记录打眼地点、时间、钻屑排出量，以及打眼过程中出现的钻杆跳动、卡钻、吸钻、劈裂声和微动压等动力现象。（4）施工方法钻屑法检验始终超前工作面煤壁2040m，钻孔每帮布置一个，从钻进第2m时开始称重，做好钻屑记录。监测钻孔应布置在距巷道底板1.21.5m处的煤层内，巷道两帮监测钻孔要垂直于巷道壁、平行于煤层布置。煤粉监测使用风煤钻和分节麻花钻杆，钻进速度要均匀，推力和钻孔成一条直线，每12分钟钻进1m。做好现场记录，把监测时间、地点、每米的煤粉量及孔内动压、卡钻等现象填在表上，同时记录附近发生煤炮、来压等宏观矿压现象。根据每米钻孔排粉量和钻孔动力效应判定应力集中危险，实测煤粉量大于2.8kg/m或钻杆跳动、卡裂声和微动压等动力效应判定工作面有矿压异常危险，采取卸压措施。（5）需准备的工具风煤钻或65式气动钻机：1台钻杆：插销式麻花钻杆，每节长1.0m，10节（用8节，备用2节）；剪开的编织袋，用于收集煤粉；弹簧称，1杆；记录纸若干，笔两只（用一只，备用一只）；（6）人员配备施工单位管理人员1名，工人2名。（7）工作流程在巷道两帮布置钻孔连接钻头，钻杆，打钻；打完第1 m后，将事先准备的编织袋放在孔口下方，开始收集煤粉；自第2m开始，每钻进1m用准备好的编织袋收集一次煤粉，并进行称重记录。称重前将自煤壁顶板掉入煤粉中的大块碎煤等杂物挑选出去再进行称重，称重时要将编织袋的重量减掉。直至钻进8m，共收集称重7份煤粉；重复。（8）钻屑量临界值确定为了得到准确的临界矿压异常危险钻屑量，塔山煤矿需要通过大量的数据总结得出矿压异常危险的临界钻屑量指标。通过在距离工作面支承压力影响以外的区域进行连续取粉，并派专人现场收集数据，记录打钻过程中的动力现象。统计分析剔除离散性较大、钻孔未完成的数据组，并将此正常状态下得到的钻屑量加权1.5倍作为临界参考值。如果检测到的煤粉量超过临界值，并出现卡钻、吸钻、异响等动力现象，则煤体处于临界危险状态，必须采取钻孔卸压、煤层爆破等解危措施，并用钻屑法进行效果检验，直至矿压异常危险消除。4.2 锚杆（索）工作载荷监测通过对塔山矿调研，发现该矿针对锚杆、索拉拔力及顶板离层量监测数据非常欠缺，对于巷道支护及工作面回采具有一定的盲目性，因此提出对于所有新掘巷道的锚杆、索拉拔力和顶板离层量等参数进行测试。承受荷载测试是测试巷道支护后锚杆实际受力状态的一种原位测试方法，工作荷载主要反映锚杆和承托岩石物件对围岩的实际锚固力，是锚杆支护巷道监测的一项重要内容。通过分析锚杆支护软岩巷道在服务期间锚杆的荷载变化情况，监测锚杆工作状态，了解锚杆实际受力状况和锚固质量是否达到设计值，可为调整和修改支护参数提供实测依据。传统的锚杆荷载一般用锚杆测力计、液压枕，不利于大面积使用，若大面积使用，安装设备较多，费用较高。在支护期间，锚杆或锚索的荷载受到许多因素的影响，导致荷载的不断变化。所以，需要不断进行监测，以随时掌握受力状态。4.3 顶板离层量监测顶板离层仪安装要求安设时间：要紧跟巷道掘进工作面，与锚杆施工同时进行。安设位置：离层指示仪要安设在巷宽的中部。深基点应固定在稳定岩层内300mm处，浅基点固定在锚杆端部位置。测量钻孔：孔深要大于深基点深度200mm。安装孔需要二个安装孔，孔深400mm，孔的位置由孔位定位板确定。首先用8mm木楔把定位板与测量钻孔固定。仪器的显示屏朝向应与进入巷道方向相对，孔内楔入的木塞直径28mm。离层指示仪的安装：用木螺钉将指示仪紧贴顶板固定。测绳长度的截取：必须注意安装锚头，要准确截取测绳长度。测绳长度一定要比（深、浅）基点深度短50mm，使基点固定后确保断绳卡在孔内50mm处。基点安设：先用手向外拉断绳卡，把内接线拉出约150mm，在松手之前，用另一只手将绳定位螺钉拧紧，阻止内接线缩回。把测绳与锚头连接，绳套套绳卡。深基点为绿色，浅基点为白色。用安装杆将深基点锚头先送入基点的预定位置。一定要使断绳长进入钻孔约50mm（以便张紧测绳）。接着，按同样方法把浅基点锚点送入预定位置。最后将二个绳定位螺钉松开，使二根测绳拉紧。调零：用手拨动凋零轮，从后向前把指示轮上的测尺0点对准显示窗上的中线，安装结束。5 30501回采巷道掘进期间矿压异常解危措施5.1 煤层卸载爆破煤层卸压爆破是在具有矿压异常危险的巷道区段或工作面的煤层中实施钻孔爆破，在一定的范围内形成卸载带，便于应力和能量的释放，以消除或减缓矿压异常危险的有效解危措施。因其施工简单，操作方便，成本低廉，实施时间和地点灵活机动，对地质和生产条件的要求不高，故被世界上所有国家广泛所使用。5.1.1 煤层卸载爆破原理煤层卸压爆破防冲实质是从改变矿压异常发生时的应力（或者能量）和煤岩物理力学性质的两个角度进行矿压异常防治。利用爆破产生的高压冲击波、高温爆轰气体和强力扰动对煤体进行损伤破坏，爆破后钻孔周围一定区域形成的煤岩体裂隙，改变煤岩体的结构、应力分布和能量在煤岩体中的储存形式，弱化煤岩力学性质的同时改变高应力区附近的煤岩体结构，使其不具备积聚高应力和储存高弹性变形能量的能力，达到降低应力集中程度，破坏矿压异常发生的应力条件和能量传递条件，进而矿压异常得到防治，爆破后其效果如图5.1所示。此外，有时因煤岩体的矿压异常危险状态较严重，在将作业人员撤离及设备防护好的情况下，可适当增加爆破装药量，利用高爆破能量人为诱发矿压异常发生，使其在一定的时间和地点发生，使其发生在可控的条件下。图5.1 卸压爆破煤体破坏效果示意图5.1.2 煤层卸载爆破方案为了了解煤柱集中应力影响区域，同时确定煤层卸载爆破的合理孔深、爆破半径等技术参数，需要在掘进工作面后方安装3个采动应力计，监测工作面向前推进过程中巷道左帮煤体内的应力变化，应力计钻孔的孔径为42mm，深度分别为8m、10m和12m，孔间距为2.8m。该3个钻孔可以同时作为钻屑法监测的3个钻孔。与此同时，在12m采动应力计钻孔前方布置孔深为16m的爆破试验孔，孔径为75mm，封孔长度不少于6m，装药量为3kg左右。然后用雷管引爆药卷，同时监测采动应力计的变化。根据采集到的应力数据，推算出卸载爆破的爆破半径。需要指出的是，为保证应力计打孔、安装及监测的安全性，在上述步骤实施期间应停止掘进活动，避免扰动形成异常矿压显现，造成事故发生。图5.2 卸压爆破实施方案图5.1.3 煤层卸载爆破效果检验通过比较爆破前后，采动应力数值的变化，可以推算出此次爆破的实际裂隙区半径，然后根据爆破半径确定爆破孔的合理孔间距，实现更好的卸压效果。同时为了更好地验证爆破对煤柱影响区域应力的卸载效果，应在左帮打设钻屑量监测钻孔，通过爆破前后钻孔量的变化，可以对煤层卸载爆破的效果进行检验，确保掘进的安全顺利进行。5.1.4 煤层卸载爆破方案优化煤层卸载爆破的初步方案为：钻孔单排布置，孔间距4m，钻孔深度大于16m，孔径75mm，单孔装药量3kg，封孔长度不小于4m。孔间距和装药量可根据采动应力和钻屑量监测结果及现场卸压效果进行优化。同时实施卸载爆破时需要注意：1）卸压爆破后要用钻屑法再次检查卸压效果，如果卸压爆破范围钻屑量监测数值仍超过临界值或在钻进过程中有仍动力现象，则应进行第二次爆破，直至解除矿压异常危险为止。2）爆破顺序应从工作面侧开始沿巷道向外进行，以便使高应力区域向外转移，远离工作面。工作面卸压爆破钻孔布置如图5.2所示。迎头建议采用三花眼布置，钻孔布置方案如图5.3所示。 图5.2 煤层卸载爆破钻孔布置示意图5.3 迎头煤层卸载爆破钻孔布置示意5.1.5 煤层卸载爆破安全措施1）爆破与火药管理要求严格按煤矿安全规程、煤矿工人安全操作规程和爆破安全规程中有关规定执行；爆破员必须经过技术业务培训，并取得合格证，持证上岗。2）坚持火药领用制度。爆破员应将领取的炸药和雷管分别放在专用箱里，存放在顶板完整、支护完好、无淋水及避开电器设备的安全地点。3）严格执行谁爆破谁连炮的规定，爆破时所有人要严格执行。4）严格执行“三人连锁”、“一炮三检”制度。5）爆破前，有关到爆破地点的通道必须设警戒线，清点人数，脚线连接、线中检查和通电工作只准爆破员一人操作。6）起爆地点到爆破地点的距离不得小于200m，起爆后至少等30min后方可进入爆破地点。7）爆破后，爆破员和班长必须检查爆破地点的通风瓦斯、顶板、残炮等情况，如有危险，立即处理，安全后人员方可进入爆破地点。8）通电后，装药炮眼不响时，爆破员必须将爆破线脱离电源线短路，至少等5 min后，沿线路检查，找出不响的原因。9）处理瞎炮，必须在班组长直接指导下进行。10）处理瞎炮，必须严格遵守下列规定：由于联线不良造成的瞎炮，可重新联线爆破。重新联线仍不响时，首先应将孔内雷管取出，严禁用镐刨等方法从炮孔中取出雷管或直接拉出雷管，必须用打眼的方法往外掏药。在瞎炮处理完之前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。11）装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：爆破地点附近30m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。在爆破地点30m以内，矿车、未清除的煤矸石或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散等。工作巷道风量不足。12）炮孔未成或炮孔装药量不达设计要求的，需在起爆已装炸药后在附近重新打孔进行爆破，防治不能达到设计要求和预期目标。其他未尽事宜，以煤矿安全规程中相关规定为准。5.2 大直径钻孔卸压钻孔卸压技术是受钻屑法施工过程中产生的冲孔现象启发而产生的一种应力控制矿压异常防治方法，是指在煤岩体应力集中区域或可能的应力集中区域打一系列直径大于95mm的钻孔，孔周边处于二向应力状态的煤体在达到极限强度后发生破坏，钻孔附近区域煤体力学特性发生弱化，降低了煤层的脆性和煤层存储弹性能的能力。同时，大钻孔为煤体内部高应力的释放提供了空间，降低此区域的应力集中程度或者使高应力向煤体深部转移，使可能发生的煤体不稳定破坏过程变为稳定破坏过程，实现对局部煤岩体高应力状态的缓解，当多个卸压孔的应力降低区连在一起形成一条卸压带，使巷帮高应力区煤体的整体应力集中系数下降，储存的高弹性能量得以释放，破坏了矿压异常发生的应力条件，使其得以消除或者有效控制。巷道掘进期间大直径钻孔卸压主要包括迎头钻孔卸压和两帮钻孔卸压。 迎头钻孔卸压掘进期间迎头应力较大，掘进前在两个顺槽的掘进头，垂直于掘进断面打超前卸压钻孔，钻孔直径大于95mm（建议113mm），钻孔深度15 m。钻孔呈正三花眼和倒三花眼交替布置。迎头打垂直于掘进面的大直径卸压钻孔，钻孔呈正三花眼布置如图5.4（a）所示.（a）钻孔正三花眼布置（b）钻孔倒三花眼布置图5.4 掘进迎头大直径卸压钻孔钻孔布置示意图卸压钻孔钻进完成以后可以开始掘进巷道，待掘进至距超前卸压钻孔底部5m时停止掘进，并开始打下一轮的超前钻孔，此时，钻孔呈倒三花眼布置，见图5.4（b），如此往复。 两帮钻孔卸压迎头后方应力集中危险区域，每隔1.5m实施一个大直径钻孔，钻孔垂直于实体煤帮并沿煤层倾向，按三花眼布置，距离底板0.81.6m。大直径钻孔孔径大于95mm（建议113mm）、孔深10m以上。钻孔平面布置示意图如图5.5所示。煤体图5.5 掘进期间煤体大直径卸压钻孔钻孔布置示意图6 30501胶带顺槽掘进期间安全防护措施1）掘进作业人员应配备防冲服等个人防护装备，降低矿压异常显现时造成的人员伤害；2）尽量减少30501胶带顺槽掘进的作业人数，作业人员尽量减少迎头30m范围内的作业活动，尽量避免在迎头30m范围内的驻足停留；3）作业活动时不准倚靠巷帮，不准脱帽作业；4）设备、工具及其他材料尽量避免在迎头30m范围内堆放，大型设备应采取防滑、防倒、防震等固定措施；5）掘进时尽量缩短空顶距，尽量减少空顶支护时间；6）采用立柱支护时，应采取立柱防倒措施，作业人员禁止倚靠立柱；7）当工作面矿压异常防治与掘进发生冲突时应停止掘进，掘进为安全让步，抓紧时间进行矿压异常防治，确保安全生产；8）及时预测预报，撤离人员。必须将肉眼可见的矿压异常危险性特征、来压前兆，减缓或消除事故的方法及自救措施等有关事项，向井下人员进行培训和详细指导。平时应积极组织矿压异常预测预报工作，出现危险时应积极组织人员撤离。7 3-5号煤层接续工作面合理煤柱留设宽度研究根据现场采动应力观测结果，然后结合理论分析、数值模拟等研究手段，在充分考虑上覆岩层岩性、厚度、煤柱自身承载能力、采深等地质采矿条件影响因素的基础上，同时兼顾矿压防治和防火的要求，对3-5号煤层接续工作面煤柱留设宽度进行研究。在满足要求的同时，尽量减小煤柱宽度，保证煤炭资源的有效采出。8 3-5号煤层安全开采建议措施8.1 微震监测由于2号煤层上方有一层厚而坚硬粉砂岩顶板，其破断特征对3-5号煤层安全开采具有重要影响，同时2号煤层遗留煤柱的应力状态及破裂情况对掘进或回采期间工作面及巷道安全性具有非常重要的作用，因此建议塔山矿安全微震监测系统，从宏观上掌握3-5号煤覆岩运移特征及煤柱动态应力变化。8.2 地面监测岩层与地表移动是井下开采引起的一个复杂的、周期性的运动过程，设置地表移动观测站进行地表移动与变形的观测是认识地表移动这一复杂过程最为直接的方法。通过地表移动观测，可以分析出开采煤层上覆岩层的破断运移情况，而覆岩运移规律又与工作面矿压、巷道变形、煤岩动力灾害等息息相关，同时可以间接的反映上覆2号煤层遗留煤柱的破坏情况。因此采用地表观测研究塔山矿2号煤层遗留煤柱，对下伏3-5煤层掘进及回采的影响规律显得尤为必要。8.2.1 观测线位置观测线位置的选择主要考虑测点便于布设和观测，观测数据便于分析，观测成果既要反映地表沉陷盆地的范围，又能反映沉陷盆地范围内的变形情况。30501工作面上方及四周地表起伏较大，大部分为崎岖的黄土山地。根据该区的地质采矿条件和地表地形，共布设四条观测线。五条观测线为：A线：西部开切眼侧走向半盆地观测线，沿工作面走向主断面布置；B线：西部开切眼侧倾向半盆地观测线，位于开切眼以东300m、垂直于工作面走向布置。C线：东部停采线侧走向半盆地观测线，沿工作面走向主断面布置；D线：东部停采线侧倾向全盆地观测线，位于停采线以西300m、垂直于工作面走向布置。8.2.2 观测线布点测线总长度3660m，控制点18个，工作测点143个，由于30501工作面地表地形复杂，在实地勘察选点时，可以根据实地情况，对控制点、观测点甚至观测线的设计位置进行适当调整，以便于观测点的埋设和今后观测工作的实施。8.2.3 观测站控制点和观测点的埋设工作测桩及控制桩均采用钢筋混凝土（C20）预制桩，工作测桩规格80120（11001300）mm，控制桩规格1001501300mm，如图8.1所示。点位确定后，即进行刨坑，坑的直径不小于0.5m，深以测桩高度确定；将标桩置于坑内，填土，捣实。尽管测点点位已不受方向的限制，但在条件允许的情况下，同一测线各点应尽量布设成直线形；标石顶面均露出地表50mm。各点名号用红漆标注于标石顶面，并在附近用红漆标注点名点位，便于寻找。控制点和观测点应尽可能满足便于观测和保存的设置要求。工作测桩 控制桩图8.1 工作测桩和控制桩示意图（单位：mm）8.2.4 观测要求设置地表移动观测站的目的是取得地表移动数据，观测成果的好坏决定了观测站的最终效果。依据本观测站的最终成果目标，对本观测站的观测工作进行专门设计，观测工作包括连接测量、全面测量、日常水准测量和其它测量4个方面。8.2.4.1 连接测量在观测点埋好1015天、点位固结之后，为了确定观测站与开采工作面之间的相互位置关系，首先应进行观测站控制点与矿区控制网之间的连接测量，以确定观测站控制点的平面位置和高程，然后再根据它来测定其余的控制点和工作测点的平面位置。连测的目的就是把观测站和矿区控制网联系起来，以确定井上下的对应关系。连测需独立进行两次。其测定方法可依据矿区控制点的分布及地形条件，分别采用边交会、角交会、边角交会或导线测量等。30501工作面地面沉陷监测连接测量采用GPS定位，定位精度采用D级。GPS定位测定各测线的控制点三维坐标，并用5导线和等水准进行各组控制点之间的连测。5级导线，作业方法及精度要求按测量规程第1324条执行。高程连测，作业方法及精度要求按测量规程第3334条执行。8.2.4.2 全面观测全面测量数据既是观测站的起算数据，也是地表移动最终成果数据，在地表移动前和稳定后，以及在移动的中间均应进行全面观测。全面观测包括：测点的水准测量，测点的点位坐标测量。本观测站各测线均设计进行8次全面测量。最初全面观测应在连测后进行2次，须在地表移动开始前完成。当2次观测结果符合要求（同一点高程差10mm，点位坐标差8mm），取两次观测的平均值作为最初观测数据。地表移动过程中进行4次全面测量，各测线依据工作面开采的不同位置确定测量时间。（1）A线的观测时间分别为工作面推进到100m、150m、200m、250m时；（2）B线的观测时间分别为工作面推进到250m、300m、350m、400m时；（3）C线的观测时间分别为工作面推进到870m、1020m、1170m和停采时；（4）D线的观测时间分别在工作面推进到900m、970m、1040m、1110m时进行。地表移动稳定后还应进行2次全面测量，两次限差符合要求，取平均值作为全面测量的最终结果。全面测量时的作业方法及精度要求按测量规程第1324条和3334条执行。8.2.4.3 日常水准测量日常水准测量是观测站最大测量工作，定期的水准测量是掌握地表移动动态规律的重要数据，依据观测成果的要求及相对位置的不同确定以下日常水准观测：A线的观测时间分别为工作面开始回采至推进150m每周进行1次高程观测，工作面推进150250m每周进行2次高程观测，工作面推进250350m每周进行1次高程观测，以后每月进行1次高程观测直至地表移动稳定；B线的观测时间分别为工作面推进100250m每周进行1次高程观测，工作面推进250350m每周进行2次高程观测，工作面推进350450m每周进行1次高程观测，以后每月进行1次高程观测直至地表移动稳定；C线的观测时间分别为工作面推进770870m每周进行1次高程观测，工作面推进870m至工作面回采结束一月后每周进行2次高程观测，工作面回采结束一月至二月每周进行1次高程观测，以后每月进行1次高程观测直至地表移动稳定；D线的观测时间分别为工作面推进770870m每周进行1次高程观测，工作面推进8701070m每周进行2次高程观测，工作面推进10701170m每周进行1次高程观测，以后每月进行1次高程观测直至地表移动稳定。作业方法及精度要求按测量规程第3334条执行。地表移动稳定是指连续6个月内的下沉值累计不超过30mm。8.2.4.4 其它测量除以上观测站常规测量外，在日常水准观测中，如发现地表出现裂缝，应进行裂缝相对位置的描述测量。8.2.5 观测方法平面测量采用全站仪进行测量，以控制点和特征点布置成附合导线，其它点可采用交会测量，个别通视较差的点可采用支点测量。水准测量将工作测点和控制点布置成导线，进行附合导线或支导线测量。距离测量可采用全站仪或测距仪进行距离测量。各项观测手簿必须全面检查，确认数据无误，限差符合要求，方可进行计算。计算应由2人独立进行对算或由第二人进行全面检查，按结点或线路进行平差，以边长倒数为权进行闭合差的配赋。8.3 松动圈监测掌握巷道破坏范围的大小对于巷道支护、工作面合理超前支护范围等具有重要意义。目前围岩松动圈测试方法主要有多点位移计法、地质雷达法、地震波法、电阻率法和渗透法、声波法（声波测试法分单孔法和双孔法）等。应用最广泛的是声波法中的单孔法测试法。由于30501胶带顺槽掘进期间矿压显现异常，因此需要对该巷道围岩的破坏范围进行测试，以便更好地对其进行巷道支护，同时为后续工作面回采巷道支护提供参数支持，为巷道支护参数的选取提供借鉴。8.3.1 测试设备本测试采用CLC1000测试仪。该探测仪由CLC1000-Z超声波围岩裂隙探测仪主机、CLC1000-T超声波围岩裂隙探测仪探头、CLC1000-F超声波围岩裂隙探测仪封孔器组成，除封孔器外应有安全标志。本仪器用于探测围岩破坏范围，为井巷设计与施工提供科学依据，仪器为矿用本质安全型。主要用于用于煤矿矿井、金属矿井、隧道及地下工程围岩破坏范围探测定性评析。技术参数：（1）主机：矿用本质安全型，防爆标志；（2）发射电压：450500V，分辩率：0.1us；（3）外形尺寸：20610257mm、重量：600g；（4）探头：主频33KHz；外形尺寸：36220mm；导线：SYV-50-1；射频电缆：20m；（5）钻孔直径：4145mm；（6）电源：工作电压：+5V；工作电流；80mA；（7）电源：6节5#普通碱性干电池。该设备的工作原理是利用超声波在岩体中的传播速度与岩体裂隙的发育程度有关，当岩体裂隙比较发育时，声波在其中的传播速度将会降低。声波传播速度是通过记录声波在孔中一定长度范围内传播时间计算得出的，公式如下所示：V = L/t式中：L探头的长度，取140mm；T记录仪显示的时间数据，单位us。探头由发、收换能器及开槽的塑封管连接而成，收、发两个换能器可互换使用。测管由铜管制成，每10cm有一尺度槽，共20节，螺纹联接。换能器在仰斜测试时需要用胶带缠裹，以防漏水。测孔钻成后应及时进行测试，测试前要用压力水冲洗测孔，把测孔中的煤岩粉冲洗干净。超声波测试时，钻孔中需充满水耦合声波传播，一般情况下应将测试钻孔布设在巷道两帮，并略向下倾斜35以便存水，这样测试起来比较方便。当钻孔仰斜或向上时，为保证钻孔内注满水，需使用封孔器。8.3.2 现场测试要求钻孔完后，用高压水清空，为避免钻孔塌落，及时用塑料管或铁管护壁，护壁长度从孔口向内延伸12m左右。测孔钻成后应及时进行测试，测试前要用压力水冲洗测孔，把测孔中的煤岩粉冲洗干净。测试过程如下：钻孔扫眼，清