特厚煤层综放开采沿空掘巷窄煤柱围岩控制

针对某矿特厚煤层综放开采沿空掘巷宽煤柱护巷时带来的巷道变形量大,煤炭损失严重等问题,提出了窄煤柱护巷技术.以该矿8305工作面为工程背景,结合内外应力场理论和极限平衡区理论,得出基本顶断裂线位置距采空区为3m,并最终确定窄煤柱宽度为6m.基于对特厚煤层窄煤柱护巷围岩控制难点分析,提出了顶板以高强高预应力锚杆支护系统、组合锚索支护系统和多锚索-钢带桁架系统的强力联合支护技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统和喷浆加固的围岩控制技术,以及实体煤帮钻孔卸压处理和强力锚杆、锚索支护系统对特厚煤层沿空掘巷围岩稳定性的控制.现场实践表明,5305巷道围岩控制效果良好,能够实现对特厚煤层沿空掘巷围岩稳定性的控制.     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

浅埋近距离煤层回采巷道支护技术研究

针对浅埋近距离煤层回采巷道顶板完整性差、支护困难等问题,以内蒙古高家梁煤矿20314辅运巷为工程背景,首先根据煤层间距和巷道位置不同,将20314辅运巷划分为层间距3.2~4m、层间距4m以上和上煤层遗留煤柱下三个不同区域,提出了不同区域巷道的支护技术:巷道上方为采空区时,采用锚(索)网带为基本支护方式,且间隔层小于4m,利用钢梁棚进行二次支护;煤柱下巷道在锚网带支护基础上,加强煤柱侧帮锚杆支护强度。然后,利用FLAC3D对不同支护技术的支护效果模拟验证,并在20314辅运巷进行现场试验。结果表明:巷道服务期间顶板最大下沉量为48mm,两帮最大移近量为93mm,锚杆、锚索受力稳定,无冒顶、片帮事故发生,支护效果较好。     

动载传播规律及对巷道影响的模拟研究

煤矿动载扰动易诱发巷道冲击破坏,为研究动载对煤层巷道冲击矿压的影响,运用FLAC2D中的动态模块,研究分析了不同动载强度下震动波在巷道顶板传播的速度、位移变化规律及震动波引发的巷道顶、底板和左、右帮移动速度和位移的变化规律,并对规律进行分析和解释,为预防冲击矿压提出了技术措施。研究表明:震动波在巷道顶板中传播时,随着传播距离增大,震动引起的顶板岩层质点速度和位移呈递减趋势,但在接近巷道时会有一定程度增大;传播距离相同时,动载强度越大,震动引起的顶板岩层质点速度和位移越大;动力扰动发生在巷道上方一侧,巷道顶板和靠近动力扰动一侧的巷帮比巷道底板和另一侧的巷帮更易发生冲击破坏。     

近距离煤层采空区下方巷道支护技术

为确保近距离煤层采空区下方巷道使用安全,采用理论分析方法对近距离煤层采空区下方巷道围岩变形进行分析,并具体确定巷道支护方案.层间距大于5 m时采用锚杆、金属网、梯子梁以及锚索相结合支护方式;层间距小于5 m时,将锚索长度缩短至4.0 m并增加靠近上覆采空区煤柱侧巷帮锚杆数量,在巷道中部布置单体支柱等.现场应用表明,提出的回采巷道支护方案可以满足煤炭开采安全生产需要.     

白皎矿保护层沿空切顶成巷无煤柱开采技术研究

为解决白皎煤矿保护层留煤柱引发的采空区瓦斯积聚、瓦斯突出及应力集中对近距离煤层开采引起的灾害问题,提出了深井工作面卸压沿空切顶成巷无煤柱开采方法,对沿空巷道顶板实施超前预裂,切断沿空巷道顶板与采场直接顶、基本顶的联系,在周期来压作用下采场顶板沿预裂面切落形成巷帮,隔断采空区并支撑上位移动岩层,改善了巷道围岩应力环境,将巷道围岩应力集中转移到深部,实现巷道稳定.该方法采用超前双向聚能张拉爆破沿走向预裂顶板,能减小对顶板的爆破损伤;采用巷内恒阻大变形锚杆(索)+巷旁锚索加强支护+巷旁密集单体液压支柱加强切顶联合支护技术,适应巷内围岩大变形及切顶冲击变形的要求,以控制巷道围岩稳定;开发了远程矿压监测系统,实时监控留巷过程顶板稳定性.基于该方法的配套关键技术在白皎矿2422保护层开采工作面机巷得到成功应用,为深部煤矿长壁工作面提供一种经济有效的无煤柱开采新理论与技术.     

深井厚复合顶采空区上方煤巷支护技术及应用

分析了深井厚复合顶板采空区上方煤层巷道的支护难点和特点,提出了围岩强化控制技术和此类巷道的锚杆支护方案,介绍了应用于淮南某矿深井厚复合顶板采空区上方煤巷锚杆支护的成功经验。实践证明,高预应力高强锚杆组合的围岩强化控制技术是控制深井厚复合顶板采空区上方煤巷围岩变形的有效方法。     

综放沿空巷道窄煤柱稳定性分析及围岩控制技术研究

为对18501工作面沿空巷道保护煤柱的稳定性和顺槽的支护合理性进行分析,通过Fl AC3D软件建立18501综采工作面沿空掘巷模型研究窄煤柱内应力特征及位移分布规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为10m,并提出了顶板锚索、巷帮锚杆的巷道补强支护措施及添加树脂锚固剂的巷道补强支护措施和实体煤侧巷帮扩刷等围岩控制措施后,沿空巷道两帮及顶板的变形量较之前分别减少了24%和61%,巷道表面位移量控制在允许范围内,能够保证10m窄煤柱护巷条件下巷道在回采期间正常安全的使用。     

高地压巷道动力显现区域围岩稳定性的钻孔窥视分析及对策

针对高地压作用下小庄煤矿40204运输巷在工作面超前区域的动力显现问题,采用钻孔电视成像仪对该区域内8个巷道断面进行了钻孔窥视探测,研究裂隙在顶板、煤柱帮和实体煤帮内的发育程度及分布规律,进而分析该区域巷道围岩的稳定性。根据研究结果,采取加强支护及煤体卸压措施,降低围岩局部应力集中,保持支护结构完整。研究表明,工作面超前60m范围内围岩裂隙较为发育,支护损伤较大,稳定性较低。在工作面超前区域内,区段煤柱帮的裂隙比实体煤帮更为发育,稳定性相对较低;工作面超前区域顶板离层较为严重,需要加强顶板支护强度,以保障巷道顶板的稳定性。依据钻孔窥视结果,采用锚索配合槽钢补强支护及煤体爆破卸压措施;经过钻屑法检验,上述措施有效降低了巷道冲击危险性。     

中厚煤层留窄煤柱沿空掘巷支护技术研究

为了减少综采工作面沿空掘巷煤柱的煤炭损失量并保证支护效果,以南梁煤矿3-1煤层30100工作面辅助运输巷为研究背景,采用理论分析、数值模拟及现场实测的综合研究方法,对南梁煤矿综采工作面煤柱的最小宽度及其支护方案进行了研究。研究表明:在巷道埋深为100 m、采高为2 m、窄煤柱采空区侧巷道煤帮的支护强度为0.25 MPa时,窄煤柱采空区侧基本顶断裂线位置深入煤壁2.53 m,这也是采空区影响窄煤柱稳定的塑性区宽度;在采空区影响窄煤柱的塑性区宽度为2.53m、窄煤柱帮锚杆的有效长度为1.5 m、巷道埋深为100 m时,根据极限平衡理论确定出南梁煤矿3-1煤层30100工作面窄煤柱宽度为5 m;针对宽5 m的窄煤柱,确定巷道支护方案为窄煤柱侧锚杆支护、顶板锚杆与锚索联合支护、实体煤侧不支护的支护方案及其合理支护参数,窄煤柱侧的巷帮锚杆为16 mm×2 000 mm、间排距900 mm×1 000 mm、锚固长度600 mm,每排布置3根锚杆;巷道顶部采用20 mm×2 200 mm型左旋螺纹钢锚杆(间排距1 000 mm×900 mm,每排5根)与15.24 mm×6 000mm型锚索(排距为2.0 m)联合支护。现场实测表明,该方案能够满足巷道掘进和工作面回采的安全要求,值得在条件类似的矿井中推广。     

受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究

近距煤层下行开采中,因受上层煤采空区及煤柱的影响,下层煤巷道的应力环境及围岩破坏机理均发生复杂变化。采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法,研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策。研究表明:受上覆采空区释压作用影响,其下方巷道围岩应力集中较小、巷道较为稳定;受煤柱压力传递影响,煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高,应力集中系数达3.84,巷道两帮及肩部大范围压剪破坏,最终导致巷道整体失稳;煤柱下高应力区巷道宜采用拱形断面,增加支护强度与锚固预应力,顶板锚索(杆)向巷道两肩角倾斜布置,使支护体系与围岩塑性破坏区相互耦合并得到共同强化。在支护优化后巷道顶板下沉量减小42.8%,锚杆、锚索实测工作载荷分布合理,实现了对煤柱下近距煤层巷道的安全有效控制。     

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。     

象山矿无煤柱沿空留巷成套技术研究

基于切顶卸压沿空留巷理论及象山矿现场实践,以3号煤21311辅助进风巷切顶沿空留巷为研究对象,围绕三软煤层切顶卸压沿空留巷主要影响因素,形成一整套集巷道支护、井下设备快速运输、采空区封堵于一体的沿空留巷成套技术。对巷道表面位移及新型单体支柱支承力进行测量,研究沿空巷道在切顶卸压工艺下的围岩及压力变化规律,对新型挡矸柱挡矸效果进行分析,结果表明：单体支承压力与工作面距离成正比,离工作面越近,巷道压力越大。     

基于震波CT探测的宽煤柱冲击地压防控技术

针对深井区段煤柱冲击地压易发、多发、难防治的难题,以某矿1301工作面80 m区段宽煤柱冲击地压为例,利用数值模拟及微震数据分析,研究了宽煤柱冲击地压致灾机制,采用震波CT原位探测技术评估了宽煤柱区域内冲击危险性,并提出针对性防治方案。结果表明:3号煤层具有弱冲击倾向性,顶板岩层具有强冲击倾向性,已具备发生冲击地压的内在条件,高自重应力、强构造应力提供了基础静载荷,采空区侧向支承压力提供了增量静载荷,当两者叠加导致垂直应力超过冲击临界支承压力时,为宽煤柱静载荷冲击地压的发生提供了力源条件;震波CT原位探测技术以穿透煤岩体的实际震动波射线进行波速反演,反映煤岩体静载荷分布特征及结构特性,建立了以波速异常系数CA和波速梯度系数CG为主要因子的冲击地压危险性评估模型;鉴于宽煤柱冲击区域采掘空间实际条件,设计布置近完全观测系统观测方式,采用震波CT原位探测技术反演评估得到宽煤柱测区内冲击危险指数C=0.5~0.7,表明冲击发生后,宽煤柱仍然存在静载荷集中区域,具有中等冲击危险,并且运输巷侧冲击危险指数较采空区侧高,表明煤柱应力由采空区侧向运输巷侧转移,局部区域煤体破碎易冒顶片帮;制定了基于静载荷疏导的多层次防冲技术:大直径钻孔预卸压转移巷帮集中应力,耗散弹性应变能,确定合理日进尺为2.4 m,降低开采扰动,巷道全断面补强支护,提高围岩抗冲击能力;通过上述措施,现场监测宽煤柱煤体应力未发生突增,微震能量及频次变化平缓,1301工作面已安全回采宽煤柱区,防治效果显著。     

沿空掘巷小煤柱稳定性分析

文章采用数值计算软件FLAC3D,研究了不同煤柱宽度及锚杆支护强度对沿空留巷侧小煤柱稳定性及掘巷巷道围岩变形的影响,得出煤柱宽度是影响煤柱稳定性与巷道围岩变形的决定性因素,高系统支护强度能有效地控制巷道围岩变形的结论。同时,以朱集矿沿1111(1)工作面轨道平巷为工程背景,得出:煤柱宽度为3m时,煤柱内垂直应力集中系数低,应力集中影响范围小,煤柱与掘巷巷道变形量最小,稳定性最好。在此基础上确立的高强度锚杆支护方案,成功保持了小煤柱的稳定性并控制住掘巷阶段巷道围岩的大变形。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

厚层膨胀型泥岩顶板巷道沿空煤柱合理留设分析

针对王家岭煤矿厚层膨胀型泥岩顶板巷道沿空掘巷小煤柱尺寸确定中存在的问题，采用理论分析、数值模拟分析等方法进行研究。理论计算表明，采空区边界煤体与采空区中基本顶的断裂位置之间距离为10.47 m；数值模拟计算发现，采空区煤体垂直应力集中系数最大可达到2.0，在距侧向煤壁5.5~10.5 m范围内，垂直应力值达14.58 MPa；考虑到工作面煤层强度较低，并且顶板为厚层膨胀型泥岩，综合确定工作面留设5 m煤柱。结果不仅能够优化工作面支承应力分布，减小沿空掘巷围岩支护难度，还能提高煤炭开采量，减少资源浪费。     

综采工作面过空巷围岩稳定性的影响因素研究

为了研究不同因素对综采工作面过空巷时围岩稳定性的影响,采用ANSYS软件建立数值模型,分析不同埋深、不同采高、不同空巷宽度下的空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱切向应力的变化规律。研究结果表明:埋深增加对空巷顶板沉降、煤壁位移和煤柱应力都产生不利影响;采高增大对空巷顶板沉降和煤壁位移影响较小,对煤柱内应力分布影响较大;空巷宽度增加会显著破坏空巷顶板稳定性,同时增大煤柱应力,对煤壁位移影响较小;当工作面与空巷距离小于25 m时,随着工作面继续推进,空巷稳定性明显变差,巷道易失稳破坏。     

迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术

迎采动面沿空掘巷经历邻近工作面侧向基本顶断裂、转动及稳定的全过程动压影响后,巷道围岩将产生大变形、维护困难.采用理论分析、数值计算和现场试验研究迎采动面沿空掘巷围岩变形规律和控制技术,得到该类巷道受邻近工作面采动影响后围岩呈现非对称变形,窄煤柱和顶板变形剧烈,提出提高窄煤柱和顶板支护强度使围岩形成有效承载体是保持迎采动面沿空掘巷整体稳定的关键,据此提出了合理的围岩控制技术:1)合理确定窄煤柱宽度,使邻近工作面采动影响稳定后巷道处于应力降低区;2)高强度大延伸率锚杆控制围岩变形;3)加强窄煤柱、顶板支护,提高关键部位承载能力.棋盘井煤矿工程实践表明,该技术有效控制了该类巷道围岩变形量,取得了良好效果.     

深孔爆破切顶对沿空留巷围岩稳定性影响的研究

为了在山西省南阳煤矿３２０７工作面顺利实施沿空留巷无煤柱开采,在靠近巷旁支护墙 的采空区侧进行超前深孔爆破预裂顶板,通过数值模拟计算和现场工业试验,进行了深孔爆破切 顶对沿空留巷围岩稳定性影响的研究。 以南阳煤矿３２０７工作面运输巷沿空留巷为背景,构建了 数值模拟计算模型,计算了留巷的顶、底板位移和墙体、煤帮的位移,分析了留巷围岩的应力分布 与变化。 数值计算表明,切顶后沿空留巷围岩应力和位移的减小幅度较大,围岩稳定性显著提 高。 现场工业试验研究表明,深孔爆破切顶能有效地消除悬臂梁顶板对留巷围岩的旋转挤压破 坏,有助于沿空留巷结构保持稳定和完整。