综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

急倾斜煤层大段高综放开采围岩变形监测研究

为研究急倾斜煤层大段高综放开采条件下围岩变形破坏的规律,对新疆碱沟煤矿+564m水平22m大段高工作面回采巷道、顶底板及顶煤体进行了围岩变形量监测。监测表明:工作面前方20m范围内,回采巷道顶底板变形量明显大于两帮变形量,但均在可控范围内;不同层位顶煤体完全垮落时距煤壁距离不同,从而保证支架在走向方向上承受上方顶煤体完全破坏后的部分压力;顶底板岩层的垮落区域均位于煤壁较后方采空区内,避免了工作面区域围岩大范围垮落的影响。研究为大段高开采条件下工作面的安全高效生产提供了基础依据,并为进一步提高工作面分段高度作了有益的尝试。     

集中胶带大巷围岩稳定性控制技术验证

为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。     

煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

顶底板双软型薄煤层工作面矿压显现规律分析

针对顶底板双软型薄煤层综采过程中围岩控制难度大的问题,建立了顶底板双软型薄煤层围岩变形力学模型,并结合现场实际条件,采用FLAC3D数值模拟分析顶底板双软型薄煤层开采过程中围岩塑性区、围岩垂直应力、煤壁前方支承压力的变化规律,得出薄煤层综采时的围岩破坏机理。赵官煤矿1705E工作面实测矿压结果表明:直接顶初次垮落步距为18.2 m;基本顶初次垮落步距为37.8 m,周期来压步距平均为16.0 m;煤壁支承压力在煤壁前方13 m左右明显增大,影响范围为0~25 m;巷道两帮最大移近量为300 mm;巷道顶、底板最大变形量分别为900、500 mm,围岩变形实测数据与数值模拟结果相吻合。     

2号煤层顺槽围岩控制技术研究

针对东曲煤矿2号煤层工作面顺槽围岩具体的地质情况,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数,对于2号煤层工作面顺槽围岩控制技术进行了分析与研究,在工作面顺槽设置了两个测站,两个测站的间距为110m,选取有代表性的围岩,用十字布点法进行测量,分别对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行监测。监测结果为顶底板的位移量控制在85mm左右,两帮位移量控制在110mm左右。表明此支护设计方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形有效,对于相同条件下的巷道围岩控制起到了参考作用。     

近距离煤层同时开采巷道布置优化研究

为确定某煤矿3和4号近距离煤层同采时下煤层回采巷道布置方式,结合煤层地质条件,采用理论分析确定下煤层巷道采用外错式布置方式,运用FLAC3D数值模拟软件确定下煤层回采巷道的合理外错距离为20 m,通过现场对4号煤层3409工作面材料巷顶底板及两帮变形进行观测分析,巷道在距工作面60 m以内顶板最大位移为150 mm,两帮最大位移为120 mm,超前工作面60 m以外,巷道变形量趋于稳定,结果表明,2层煤同时开采,工作面巷道外错20 m,在加固条件及合理的锚杆锚网支护作用下,巷道稳定性良好,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足工作面正常推进的要求。     

七一新发煤业1003工作面支护参数优化设计

针对七一新发煤业1003工作面围岩具体的地质情况与工作面围岩所处不利条件进行了分析,确定了在不同情况下的巷道支护形式和参数。在工作面内布置了2个测站,2个测站之间间距为80 m,测站观测的频率为2 d一次,观测时间50 d。监测结果为在矿压观测40 d以后,巷道顶底板及两帮的变形速度逐渐趋于稳定,顶底板的位移变形量控制在220 mm内,两帮位移变形量控制在180 mm以内。表明此支护设计优化方案对控制工作面顺槽巷道围岩的变形是有效果的,对于相同条件下的巷道围岩控制也起到了参考作用,并获得了良好技术和经济的效益。     

非构造应力下巷道纵断面岩体变形破裂规律

巷道顶底板岩体变形破裂随开挖的变化发展规律是事关围岩稳定性与控制的关键性问题。为有效获得巷道顶底板岩体内部全域变形破裂随开挖的时空演化特征,以一条深埋巷道工程为背景,考虑其对称性,自制一套试验装置并采用透明岩体相似材料来模拟实际巷道半边的开挖推进过程。结果表明:1)这种方法能够有效获得不同开挖分步下巷道纵断面岩体的变形破裂演化规律;2)巷道顶底板任一横断面处岩体的竖向位移随开挖时间均呈"台阶式"增长,其增长幅度在巷道刚开挖通过该处位置时最大,通过之后次之,通过之前最小,当巷道开挖通过后,顶底板岩体竖向位移就与其距巷道表面的距离呈指数衰减关系;3)分步开挖过程中,巷道每步开挖均会导致工作面前方中心约10~20 mm(对应实际0.4~0.8 m)范围内的岩体发生严重变形破裂。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

急倾斜煤层开采与开拓巷硐群扰动效应数值模拟分析

针对王家山煤矿急倾斜煤层开采与开拓巷硐群工程越界对地方煤矿安全开采问题,建立了急倾斜煤层开采与开拓巷硐群数值计算模型,分析了覆岩移动变形与应力演化规律。研究结果表明：急倾斜煤层开采,采空区上方煤层先破坏、垮落,顶板沿层理面法向发生弯曲、离层,采空区上部煤体先垮落,呈拱形结构,抑制了上覆煤岩体向采空区的垮落和移动;工作面采高5.2m,顶板发生垮落,底板也会发生滑移,顶板一侧的沉陷大于底板一侧的,在底板一侧出现断崖式现象,但垮落带发育高度小于工作面距井田边界的距离;巷硐群最大位移均发生在泥岩、煤层等软弱岩层以及断层破碎带区域,其扰动效应增加;在软弱岩层时巷道最大影响圈边界增加,影响边界贯通,但最大裂隙带高度为11.5m,裂隙带上脚未发育至井田边界标高。因此,工作面开采与开拓巷硐群对地方煤矿开采没有影响。     

开采动压影响下巷道变形规律分析

针对平煤八矿深处下部煤层工作面开采导致的上部煤层邻近采区工作面回风巷道掘进困难、变形严重等现象,通过监测回风巷道表面的变形情况,总结出下部煤层开采对上部煤层邻近采区巷道的动态影响规律:己16,17-22020工作面的回采活动对回风巷道的影响范围约200 m,变形最为严重的区域在工作面前方20m和后方20 m范围内,从而确定顶、底板和两帮位移的平均速度,为巷道的合理布置提供参考依据。     

12408工作面切顶卸压沿空留巷技术研究与应用

针对屯兰矿12408轨道巷支护困难、变形严重等问题,提出采用切顶卸压技术进行沿空留巷,在切顶后将12408轨道巷,划分为超前工作面100 m、留巷段和留巷段架后三段分别采取不同方式进行支护。对切顶卸压后50 d内,12408轨道巷道表面位移监测结果表明:巷道顶底板和两帮位移量最大值分别为111.89 mm和91.12 mm,能够满足下一工作面正常使用要求。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m;基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的...     

恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支护优化技术研究

为解决恒昇煤业9102工作面沿空掘进巷道受采空区覆岩运动的影响,巷道变形迅速,位移量大,矿压显现剧烈的问题。通过现场围岩变形观测、钻孔窥视、瑞利波探测等手段对恒昇煤业9102工作面机巷实施监测。瑞利波探测顶板结果表明岩体结构异常区域分布在1～1.5m、2～5m处,分析顶板钻孔窥视图像得到孔壁在1.5m、3m、4m附近破坏严重,顶板离层仪在2～3m、3～5m出现离层,根据监测结果对支护参数优化并进行工业性试验,结果表明：优化后的9102机巷围岩变形量小,测点距迎头140m时,顶底板位移量77mm,两帮位移量98mm,巷道支护效果明显。     

采场上覆关键层运移的模拟实验检测

在传统矿山压力理论的基础上,用光纤Bragg光栅传感器研究采场上覆关键层运移过程中的内部应变。以某煤矿30101综采工作面为对象,实验室模拟工作面上覆岩层变形的过程,在3 m平面模型上使用4个光纤Bragg光栅传感器,制作了3 000 mm×1 340 mm×200 mm的相似材料模型,几何相似比1∶100,同时在关键层的位置布置2条全站仪测线。实验表明,光纤光栅传感器监测出了关键层的初次垮落、周期性垮落过程,关键层初次破断时光纤光栅传感器波长漂移量曲线呈尖峰状,周期性破断时光纤光栅传感器波长漂移量曲线呈高原状,有一个持续的时间。30101工作面顶板初次垮落及周期来压步距分别在48.5~51.7 m与10.4~20.8 m,实验与现场矿压观测结果基本一致。实验实现了上覆关键层所受载荷的实时监测,载荷变化符合指数余弦函数规律。     

特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计

王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。     

近距离煤层蹬空开采围岩应力及裂隙演化规律

针对蹬空状态下煤层底板岩层完整性与承载力影响制约工作面安全高效开采的问题.以草垛沟矿8201综采工作面为研究背景,通过对8-2煤层下伏11煤巷柱式采空区顶板岩层结构与受载进行分析,建立基于弹性地基假定的顶板-煤柱系统力学模型,推导并解析了顶板岩梁弯曲下沉挠度函数;将工作面底板视为半无限平面体,建立工作面走向不同区段静载...     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。