强动压高水平应力巷道围岩控制技术

为了解决强动压高水平应力巷道支护难题,根据地应力测试、顶板取心探测、岩体原位强度测试并结合FLAC~(3D)数值模拟,研究了巷道在强动压高水平应力作用下的破坏机理,进而应用高预应力强力支护技术进行巷道支护,并进行现场试验和矿压监测。结果表明:强动压高水平应力导致巷道两帮由浅到深逐渐剪切破坏,其承载能力减弱导致顶板失稳;强动压高水平应力加剧顶板剪切错动,造成顶板锚固结构失稳,致使顶板松散破碎;提出"固帮控顶"的围岩控制思路,即采用高强度预应力"锚+梁+网"联合支护方案加固两帮和顶板,与原支护相比,表面位移明显减小,围岩控制取得良好效果。     

深井厚煤层坚硬顶板强动压巷道围岩控制技术研究与应用*

以深井厚煤层坚硬顶板强动压巷道支护为工程背景,在对矿井巷道围岩地质力学测试、初始支护巷道效果评价、回采超前应力监测结果分析的基础上,提出强动压影响留巷巷道加强支护与坚硬顶板切顶卸压技术相结合的综合围岩控制技术方案,有效控制了强动压巷道围岩的变形破坏,降低了回采期间巷道维修量,为工作面尾巷的二次复用和矿井安全高效生产提供了技术支持。     

强动压巷道顶板大深度切缝卸压技术研究

针对潞宁煤矿接续紧张,新掘巷道面临强动压影响的问题,进行了强动压巷道顶板大深度切缝卸压技术研究,对切缝卸压机理进行了分析,对顶板切缝高度进行了确定,选用爆破工艺进行卸压。对动压巷道卸压前后的巷道变形和稳岩稳定性情况进行了监测分析,结果表明,爆破大深度切缝卸压效果明显。     

基于动压巷道围岩控制的临空侧顶板压裂释能参数确定

为解决煤矿动压巷道围岩控制问题,针对斜沟煤矿18106工作面地质及生产技术条件,分析了强动压巷道的显现特征与影响因素,建立了临空顶板悬臂梁力学模型,得出了临空顶板积聚弯曲弹性能与煤柱峰值应力关系式,结果表明:悬顶积聚能量与煤柱应力随着坚硬顶板的厚度与抗拉强度的增大而增大,随着坚硬顶板弹性模量的增大而减小;分析了顶板压裂...     

强动压坚硬顶板大跨度煤巷底鼓协同控制技术

为解决五阳煤矿坚硬顶板大跨度煤巷强动压下底鼓强烈控制困难的问题,理论分析得到强动压大跨度煤层巷道底鼓特征和失稳机理,提出坚硬顶板预裂卸压、优化煤柱宽度、巷帮注浆和底板补强的协同控制技术。数值模拟和现场实测表明:坚硬顶板预裂卸压和优化煤柱宽度使得巷道处于低应力环境,巷帮注浆和底板补强能提高巷道抵抗变形能力,实现了巷道与围岩在应力环境和强度的协同,稳定后的巷道底鼓量为167 mm,顶板下沉量为116 mm,两帮移近量为141.5 mm,有效地控制了巷道底鼓。     

小保当矿大采高工作面动压巷道稳定性研究

针对小保当矿大采高工作面巷道受二次采动影响变形量大现状,探究了大采高工作面回采前后基本顶侧向破断形式,分析了大采高工作面巷道受一次采动及二次采动影响顶板稳定性,结果表明受侧向悬臂梁结构与采动应力叠加影响,动压巷道侧方基本顶进一步破断回转,煤柱所受顶板垂直压力及水平推力增大,煤柱侧帮部变形量明显大于回采侧,顶板下沉量加剧,提出了大采高动压巷道强帮护顶支护原理,制定了动压巷道围岩控制方案,保证了动压巷道稳定。     

基于切顶卸压技术的动压巷道力学响应破坏机制试验研究

针对动压巷道围岩变形速度快、变形量大、变形方式复杂等现状,采用现场测试及理论计算方法,设计了工作面端头顶板和采空区侧煤柱顶板水压致裂切顶卸压方案,分析了动压巷道悬臂梁超前支承压力及弧形三角板侧向支承压力破坏效应,研究了动压巷道叠加力学响应破坏机制,提出了小保当矿动压强顶弱帮巷道控制对策。结果表明:采取工作面端头顶板切顶卸压可有效控制回采帮变形;采取相邻采空区煤柱顶板切顶卸压可有效控制煤柱帮变形;回采帮及煤柱帮承载力与超前及侧向支承压力有关。结合具体巷道回采帮及煤柱帮变形破坏现状,确定了动压巷道切顶卸压方案;小保当矿二次动压强顶弱帮巷道,应采取切顶卸压-强帮护顶技术,保证工作面安全回采。     

强动压巷道大变形顶板弱化围岩控制技术

麻家梁矿14202辅助运输巷在掘巷过程中,受相邻14201工作面坚硬顶板垮落强动压的影响,矿压显现剧烈、原巷道支护不能满足安全生产。针对14202辅助运输巷强动压大变形的特点,提出了超前顶板水压致裂卸压围岩控制技术,确定了水压致裂的致裂层位及相应的钻孔施工参数,在水力压裂后通过观察观测孔液体流出量验证岩体压裂效果。试验结果表明,实施超前顶板水压致裂后,14202辅助运输巷两帮最大移近量约为0.6 m,平均移近量约为0.4 m,最大底鼓量约为1.5 m,平均底鼓量约为1 m,明显小于未实施水力致裂技术治理时动压巷道变形量(未实施水压致裂段巷道最大底鼓量为2.5 m,平均底鼓为1.9 m),有效地解决了强动压巷道的大变形问题。     

托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理和加固技术研究

晋能王家岭煤业回采面均采用“两进一回”布置,其中上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。     

厚煤层沿底巷道顶板变形机理和加固技术研究

晋能王家岭煤业回采面均采用"两进一回"布置,其中,上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。本文采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。     

特厚硬煤下分层工作面两端头压架原因及预防

大柳塔煤矿活鸡兔井在1-2煤复合区回采过程中,下分层工作面两端头在过上分层联巷位置时矿压显现强烈、多次造成压架事故。为探究事故发生的原因并有针对性地制定预防措施,以12下206-1综放工作面为例,从顶板结构的角度出发,对特厚硬煤下分层综放面两端头矿压显现强烈的原因进行分析。在明确地质条件、开采方法、巷道布置和支护的基础上,结合下分层工作面矿压显现情况,通过顶板结构假设和压力计算,分析了压架原因并采取了相应的安全技术措施。实践表明,根据分析结果制定的现场预防压架措施取得了符合要求的控制效果。     

综采工作面过上覆房采区顶板管理措施研究

针对柳塔煤矿22煤层开采过程中受上覆近距离房采区遗留集中煤柱应力影响发生强矿压显现、支架压死等问题，综合采用现场实测、理论分析、数值模拟的方法对工作面来压异常原因及矿压规律进行了研究，提出定向长钻孔分段水力压裂技术，并对实施效果进行了分析。结果表明：工作面来压强烈主要是由于上覆煤柱应力集中且受采动影响煤柱发生失稳导致多重应力叠加，通过实施水力压裂提前弱化顶板的方式能够有效解决来压强烈的问题，保证回采作业安全，为后续工作面安全生产提供指导。     

深井特厚煤层工作面强烈动压区安全开采技术

为保障深井特厚煤层工作面在强烈动压区的安全开采,以新巨龙矿井2302S工作面为背景,通过现场监测、数值模拟和理论分析,研究了深井特厚煤层工作面强烈动压区的致灾机理与安全开采技术。研究结果表明：应力监测得到的强烈动压区内冲击地压危险区超前影响距离约为117 m,峰值影响距离约为48 m,压架危险区超前影响距离约为26 m,并采用数值模拟进行了验证;工作面过强烈动压区时存在煤柱冲击和采场压架两类动力灾害,诱发煤柱型冲击地压的机理主要在于工作面开采引起煤柱应力高度集中;诱发采场压架的主要机理在于支架控顶距的突变导致支架载荷异常;根据强烈动压区致灾机理提出了相应的安全开采技术,并进行了现场验证,保障了工作面的安全开采。     

浅埋煤层采场围岩力链演化规律及工程应用

浅埋煤层回采过程中,矿山压力显现剧烈,压架事故时有发生。针对回采过程中易突发剧烈的矿压现象,系统研究了煤层围岩力学特征及支护结构的受力状态。首先采用颗粒元计算软件模拟分析采场围岩力链演化特征,随后分别建立了覆岩强力链拱失稳前、后力学模型,工作面支架受力模型,推导出强力链拱迹线方程,获得强力链拱在失稳前、后支架荷载的计算表达式,并在此基础上结合现场实测对工作面支架荷载进行了分析。研究结果表明:煤层开挖前,煤岩体受力架构由力链网络组成,围岩的承载作用主要来自于强力链,广泛分布的弱力链仅对围岩起辅助承载作用;煤层开挖后,强力链集结成束形成力链拱,力链拱是承载采场上方煤岩体重量的主要力系,工作面支架仅承担位于强力链拱下方的煤岩体重量;且随工作面的推进,强力链拱不断调整,先后经历了"形成—扩展—稳定—破断"的动态演化过程。随强力链拱拱顶的不断发育,当其承担荷载超过自身强度极限后便会失稳破断,导致剧烈的矿压现象,工作面支架荷载大幅增加,强力链拱的失稳断裂是工作面产生强动载现象的本质原因。研究成果合理解释了浅埋煤层工作面突发的剧烈矿压现象,为煤层的安全高效开采提供借鉴。     

深部大采高充填开采沿空留巷围岩控制机理及应用

针对深部大采高充填开采沿空留巷支护系统损毁等矿压现象,提出了高水材料充填体性能优化、锚杆索强力联合支护和钢管混凝土组合支架的综合控制技术,并阐明其作用机制。综合多种方法研究分析不同配比方案条件下的充填体力学性能和矿压规律,得出C2组配比材料充填能较快形成稳定平衡大结构;提出降低实体煤帮高度和采用高强锚杆索形成点线面结合的支护结构体系,保障关键支承点实体煤帮稳定,以及高预应力高强锚杆索和桁架锚索系统保障留巷顶板小结构完整;研制的圆钢管混凝土组合支架具有承载能力高、抗弯性能强、塑性与韧性好以及一定让压能力和抗侧压能力等优越性,能适应深部留巷顶板大变形和提升充填体围岩支护性能。现场实践表明,采用综合控制新技术后,无明显周期来压现象,支护系统未发生弯曲损毁现象,充填体侧顶底板移近量达490 mm,实现了深部大采高沿空留巷围岩的有效控制。     

浅埋深回采工作面冲击地压发生机理及防治

通过分析新疆某矿一段时间内现场矿压显现情况并结合实测微震和工作面支架压力数据,获得了冲击地压发生机理：坚硬厚层顶板是冲击地压发生的主要力源,采煤工艺影响和支架支护质量低导致顶板压力转移到工作面煤壁上,形成了煤体应力集中和弹性能量积聚,推进速度过快加剧了煤体应力和能量积聚程度,在煤体自身强冲击倾向性作用下导致冲击地压发生。据此提出冲击地压防治原则：避免坚硬厚层顶板的压力转移到煤壁上形成应力集中。具体方法为及时切断坚硬顶板,对煤体进行卸压爆破,并提高工作面支架初撑力。现场实践表明,防治效果明显。     

大采高浅埋煤层综采面矿压规律研究

 为了掌握泰山隆安公司大采高浅埋煤层综采面矿压显现规律，应用现场实测、理论计算等研究方法对泰山隆安公司8101工作面进行了矿压显现规律分析。研究结果表明：该工作面初次来压步距54～59m，平均55.5m；周期来压步距12.6～15.8m，平均14.16m；基本顶属Ⅳ级a类的来压非常强烈型；工作面支架的末阻力随初撑力呈线性增长；沿工作面方向压力具有中部较大、上部和下部较小的特点。     

深井强动压作用巷道强化控制技术研究及应用

煤系地层围岩软弱,在高地压作用下开采深部煤层时,由于埋深大使得巷道的围岩变形严重,巷道的顶板及底鼓量均大于浅埋深巷道,导致深部巷道围岩稳定性控制与支护的难度加大,影响顶帮的稳定从而使得整个巷道失去稳定。通过分析巷道变形破坏机理,根据锚杆索支护理论与注浆加固理论制定了“巷道扩刷+顶帮分区耦合强力支护+底角卸压与加固+底板注浆加固、底板锚索束+喷射钢纤维混凝土+顶板与两帮高压注浆加固”的高强度联合支护方案,确定了支护参数,有效解决了深井强动压大变形巷道的支护问题。通过对现场进行监测,巷道变形量明显减小,巷道变形得到了有效控制。为同类条件下的深井强动压巷道的全断面支护问题提供了新的思路和方法。     

加大综采工作面几何参数对大采高支护设备发展新要求初探

采煤工作面采高加高、工作面长度加长、推进速度加快、巷道断面加大后,特大采高工作面矿压具有鲜明的特征,工作面矿压显现变得十分强烈,对特大采高支架设计支护强度、支架结构高度上限,防片帮机构,支架稳定性,防止煤壁片帮和工作面设备整体稳定性等方面都提出了新要求。由于巷道断面加大和工作面采高加高,推进速度加快等研制特大采高工作面超前支护支架迫在眉睫。     

多煤层上覆破断顶板群结构演化及其对下煤层开采的影响

采用理论分析、数值模拟和现场监测等方法,首先建立多煤层破断顶板群结构演化模型,推演不同煤层开采时破断顶板群发育扩展高度,获得了“遗留煤柱-破断顶板群结构”共同作用下工作面支护强度计算公式;其次通过数值模拟揭示了破断顶板群结构发育扩展规律;最后进行现场监测验证。结果表明：侏罗系煤层群间距较小,间隔岩层极易破断,易与上层煤已垮落和破断的顶板结构连接,形成破断顶板群结构;虽然石炭系与侏罗系煤层间距较大,但侏罗系煤层破断顶板群岩层重量通过遗留煤柱向下传递,并与石炭系煤层破断顶板共同作用于工作面支架上,致使石炭系煤层工作面支架压力显著增大。本研究有效解释了多煤层开采时下煤层发生强矿压的原因,为大同矿区及类似矿井多煤层开采围岩控制提供了依据。