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.     

迎采动及冲击矿压沿空巷道综合维护技术

留窄煤柱沿空巷道受冲击矿压及相邻工作面采动影响,普通锚网索联合支护难以控制窄煤柱变形及顶板稳定,针对巷道受力及围岩变形特点,提出"强化矿压监测预报、强化巷道围岩卸压、强化支护结构强度"的"三强化"巷道综合维护技术,将监测预报、围岩卸压和支护有机结合,有效维护了强矿压迎采动沿空巷道的稳定。     

迎采窄煤柱巷道围岩控制技术研究

通过数值分析,研究了迎采窄煤柱宽度内应力场和位移场的分布规律,探讨了邻近工作面回采对巷道围岩稳定性、围岩变形的影响,并最终确定了合理的窄煤柱宽度,同时研究得到了高强锚杆锚索加固巷道围岩,重点加固窄煤柱帮的围岩控制技术。现场应用表明,合理留设迎采窄煤柱并采用高强锚杆锚索联合支护迎采窄煤柱巷道,经历两次采动影响后,巷道围岩顶底板和两帮变形量均300 mm,有效控制了围岩的大变形,技术经济效果显著。     

平煤十三矿沿空掘巷窄煤柱留设及支护技术应用实践

窄煤柱留设尺寸及围岩支护控制关乎沿空掘巷的成功与否,也是煤矿安全生产的关注重点。为摸清沿空掘巷煤柱留设尺寸与围岩运动特征之间的规律,设计合理的支护参数,以平煤十三矿现场实际需求出发,采用数值模拟的手段模拟分析了不同煤柱尺寸下围岩运动特征,结合理论计算确定了沿空掘巷窄煤柱合理留设尺寸,设计了动压巷道支护参数,并模拟分析了巷道支护控制效果,最后将设计的围岩控制方案进行了现场应用及围岩观测。研究结果表明:平煤十三矿工况条件下沿空掘巷窄煤柱留设尺寸为5m时,巷道断面收缩率最小;提出的组合支护方案参数设计合理可行,现场观测受采动影响巷道断面收缩率控制在15%以内,围岩控制效果较好。研究成果能够为类似工况条件下煤矿工程施工提供可鉴经验。     

综采工作面软岩煤巷围岩变形原理及控制技术

为解决察哈素煤矿软岩煤巷受采动影响产生的围岩变形和支护困难问题,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,分析多次采动影响下巷道片帮和底鼓机理,得出护巷煤柱合理留设宽度,并在原支护方案的基础上设计31采区巷道改进支护方案。研究结果表明:该矿巷道底板为膨胀-挠曲复合型底鼓,煤柱片帮主要受煤柱尺寸影响。加大煤柱留设宽度至25 m可有效降低煤柱内侧向应力峰值和底板底鼓变形,减轻煤巷片帮;采用"补打底角锚杆+增加两帮支护密度+增加锚杆(索)长度"综合补强措施,可增强煤柱自承力和控制底鼓变形,有效控制现场围岩变形和破坏。     

分层开采窄煤柱巷道围岩失稳机理及控制技术研究

为合理解决老公营子煤矿中下分层回采巷道大变形的问题,基于5#煤层实际的地质条件,研究覆岩运动与巷道围岩稳定性的联系,揭示巷道围岩失稳机理。指出采动应力的叠加作用是造成首采面巷道围岩失稳的主要因素|覆岩的二次破断形成非对称结构,造成偏载作用显著是影响接续工作面巷道围岩失稳的主要因素,且窄煤柱多次受到回采扰动,塑性破坏严重,承载能力降低是造成巷道围岩失稳的内在因素。以此提出“封闭强化、区别对待”的围岩控制思路,表面喷浆内部注浆提高围岩的自承能力,补强锚索加强围岩局部支护强度。现场实践表明,窄煤柱巷道可以满足工作面回采期间的要求,稳定性较好,为类似巷道围岩控制提高借鉴。     

迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术

为解决迎采对掘窄煤柱护巷围岩变形大、支护困难的问题,以高平七一煤业9104工作面运输巷为例,采用现场调研、数值模拟和工业性试验相结合的方法,对迎采对掘期间巷道围岩变形规律、煤柱尺寸及相应支护参数的确定进行了研究。结果表明:随着煤柱宽度的增加,巷道围岩变形量及煤柱内的应力分布特征呈现出明显的差异性,并基于此确定了七一煤业9104工作面运输巷合理煤柱宽度为5 m;迎采对掘动压巷道围岩位移调整过程主要集中在掘进工作面和临近回采工作面相遇前方20 m至后方100 m处,此阶段的巷道变形量约占总变形量的70.5%左右。工业性试验研究表明:5 m窄煤柱护巷及优化后的支护参数,能够有效控制巷道围岩变形,基本保证了巷道在其服务年限内的正常使用。     

大断面巷道非均匀变形机理及稳定性控制研究

为探究围岩受采动影响条件下巷道变形破坏与稳定性控制，以桑树坪二号井3309工作面运输平巷为工程背景，采用FLAC3D数值模拟方法分析“一掘二采”期间大断面巷道围岩主应力差分布特征，结合现场试验，揭示大断面巷道围岩非均匀大变形破坏机理，分析提出巷道围岩非均匀变形控制补强支护设计方案。研究结果表明：①一次回采和二次回采期间，巷道煤柱及煤壁两侧煤体峰值应力差分别为7.93MPa、12.96MPa，煤柱帮峰值应力远高于煤壁帮，两侧煤体呈非对称变形破坏特征|②与一次回采相比，二次回采期间3309工作面运输平巷煤柱帮主应力增大11.46MPa，塑性区范围从4.5m增加至煤柱宽度，煤壁帮主应力差增加27.46MPa，塑性区增加1.5m，巷道围岩处于高强度剪应力状态，易引起大变形破坏|③基于大断面巷道两侧煤体非均匀变形破坏特征，针对性提出“一长一短”两种补强支护方案，现场试验后巷道围岩稳定性控制效果良好。     

综放剧烈采动影响煤巷 窄煤柱破裂失稳机理与控制技术

针对综放剧烈采动影响煤巷窄煤柱出现的破裂失稳问题,采用理论分析、数值模拟和现场实测等相结合的研究方法,探讨窄煤柱破裂失稳机理及其控制技术。结果表明:1)受上覆岩层破断回转运动影响,窄煤柱帮发生明显水平挤压运动,造成浅部煤体挤压、错动和破碎,变形破坏主要发生在煤柱帮中上部区域;2)关键块回转运动行为将对沿空巷道围岩产生沿铅垂方向的支承压力σj,同时还将对窄煤柱产生水平力σ_d,在此复杂应力作用下沿空巷道窄煤柱发生破裂失稳,由浅至深煤体应变演化过程为拉应变→压应变→拉应变;3)阐明该类巷道控制原理,提出"高强锚杆支护+顶板锚索槽钢组合结构+煤柱帮锚索加固"的综放沿空巷道支护方案并进行现场应用。现场工程实践表明,该技术可有效控制综放沿空巷道围岩变形。     

重复采动影响下巷道围岩变形规律及其稳定控制技术

为解决米村煤矿-150m泵房受上覆两侧煤柱工作面重复采动影响而产生的支护困难问题,基于FLAC2D数值模拟和现场实测,分析巷道围岩变形规律,提出了锚索加厚增稳围岩控制技术,并进行了现场工业性试验。研究结果表明:在上覆两侧工作面重复采动影响下,底板巷道围岩应力场和位移场表现出明显的非对称性,顶底围岩移近量大于两帮,右帮大于左帮,且巷道两帮深部围岩位移对上覆两侧采空区整体位移场表现出一定的敏感性;采用锚索加厚增稳技术可以充分发挥深部围岩的承载能力,突出围岩-支护承载拱结构的"厚而稳"特性,能够有效控制重复采动影响下巷道的非对称变形。     

孤岛煤柱内合理掘巷位置及支护技术研究

针对孤岛内掘巷位置及支护技术选择不当,极易导致巷道变形严重难以维护的问题,以新疆某矿为工程背景,运用数值计算的方法分析了孤岛煤柱应力分布规律和孤岛煤柱内巷道的围岩变形特征。结果表明：孤岛煤柱在后开采工作面一侧的应力降低区宽度大于先开采的一侧;孤岛煤柱巷道在宽煤柱侧顶帮的围岩变形量显著高于窄煤柱侧,具有非均匀性。结合理论计算和数值分析结果,确定试验巷道的合理位置是在5301采空区侧留设4.0m窄煤柱沿底板掘进。同时,针对孤岛煤柱内巷道围岩的非均匀变形特征及煤柱整体较破碎的特点,提出采用高强螺纹钢锚杆加长锚固和关键部位锚索加强支护相结合的非对称支护技术,经现场应用验证了方法和技术的有效性。     

深井沿空巷道合理位置确定及围岩控制技术

针对深井高地应力矿井煤柱应力大、巷道围岩变形严重及煤柱宽度大造成资源浪费等特点,以麦地掌煤业21214工作面为研究背景,通过地应力测试、钻孔应力测试了解工作面侧向应力峰值位置及大小。通过现场实测及分析得侧向应力峰值约为43MPa,且位于距巷帮约17m处。并运用理论计算、数值模拟,研究沿空掘巷围岩在掘采期间的变形破坏特征、合理窄煤柱尺寸的确定及沿空巷道的围岩控制。结果表明：煤柱宽度为6.5m时巷道围岩稳定性较好,掘进初期,围岩变形量及变形速率较大,后逐渐减小,掘进影响期为15天,回采期间由于小煤柱侧的支护强度大于工作面侧,小煤柱侧的变形量小于工作面侧的变形量,最大变形量分别为110mm和248mm,均在可控的范围内。     

无煤柱沿空掘巷技术在永夏矿区的应用

针对永夏矿区城郊煤矿十四辅助采区轨道巷完全沿空掘进围岩控制问题,分析了无煤柱沿空掘巷在资源采出率、围岩应力环境、施工效率等方面的优越性。通过建立完全沿空掘巷围岩力学模型,较为详细的分析了中厚煤层无煤柱沿空掘巷围岩应力分布规律、上覆岩层的赋存状态,总结了完全沿空掘巷围岩的变形特征,并提出无煤柱完全沿空掘巷围岩控制需要解决的关键问题。有针对性地制定了围岩控制方案,顶板采用“锚网梯+锚索补强”、沿空侧帮部通过“留设薄煤皮+打设29U型钢棚柱”、实体煤侧帮部采用“锚网帯+锚索补强”的联合支护技术方案。现场施工后设置矿压观测站,对无煤柱沿空掘巷围岩控制技术实施效果进行了跟踪监测。观测结果显示,巷道施工后顶板离层量及顶帮变形量较留设煤柱施工大幅减少,验证了技术方案的有效性。     

小纪汗煤矿工作面顶板破断结构对巷道矿压影响规律研究

针对我国西部矿区脆性煤体上覆厚层基本顶条件下二次采动时巷道围岩整体变形大与支护结构失效的工程难题,运用理论分析和现场实测的研究方法,对巷道上方基本顶破断结构及由此带来的巷道变形规律进行了研究。以工作面基本顶侧向破断的关键块为研究对象,详细分析了巷道上方基本顶结构由一次采动时的固支悬臂梁结构转变为二次采动时的双拱结构而带来的煤柱中的应力演化规律,给出了基本顶侧向破断长度与煤层厚度、基本顶力学特性、上覆载荷和区段煤柱参数的量化关系式,得出了不同破断结构下煤柱载荷的表达式。结果表明：工作面超前段基本顶侧向断裂形成的“双拱”铰接结构是造成该类巷道矿压显现剧烈的主要控制原因,不合理的区段煤柱宽度会诱发叠加应力作用,导致巷道整体变形与支护结构失效。研究结果可为相似工程条件下巷道围岩控制和合理区段煤柱的留设提供借鉴。     

高强锚注技术在巷道围岩控制中的应用

增子坊矿301盘区5#煤层辅运巷在上覆采空区煤柱应力、区域地质构造以及围岩自身松软等因素综合作用下出现围岩变形量大、支护困难等问题。为解决此问题,拟采用高强锚注技术控制围岩,并对巷道支护方案进行设计。现场应用后,巷道顶板、巷帮变形得以有效控制,其中顶板、巷帮变形分别控制在28 mm、20 mm以内,可满足巷道后续使用需要。     

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合理性。工程实践表明：工作面回采动压影响下沿空掘巷围岩剧烈扰动范围存在于超前工作面30m内,顶底板及两帮移近量最大分别为574mm、759mm|超前工作面30m后巷道围岩变形趋于稳定,顶底板及两帮移近量平均分别为190mm、315mm,5m护巷煤柱和高强锚杆索组合非对称支护技术有效控制了沿空掘巷围岩变形。     

大跨度破碎煤层巷道围岩控制及支护技术

针对王庄煤矿3045工作面回风顺槽跨度大、煤层破碎、巷道变形破坏严重的情况,为提高该巷道围岩控制质量,首先分析了大采高小煤柱巷道围岩的变形及受力特征;通过运用极限平衡理论合理确定煤柱尺寸、对大跨度破碎煤层巷道围岩控制机理进行分析,并结合王庄3045工作面实际情况给出了相应的围岩控制技术方案。基于原锚杆支护方案已不适应围岩控制要求,运用正交试验及数值模拟对原巷道支护参数进行优化。通过巷道表面及深部位移观测结果得知:沿空掘巷期间巷道表面最大位移量230 mm,工作面采动期间最大位移量1 049 mm,变化量均在工程允许范围内。工程实践证明围岩控制效果显著。研究实践结果对于其他大跨度破碎煤层条件下大采高小煤柱巷道围岩控制及支护参数选择具有指导意义。     

近距离残留煤柱下破碎围岩巷道修复技术

针对近距离煤层开采过程中,残留煤柱下部巷道在煤柱集中应力作用下围岩破碎程度高、修复难度大的问题,以山西某矿为工程背景,采用数值模拟的方法分析煤柱底板应力分布规律,结合巷道实际变形特征总结了下位巷道围岩变形破坏原因。认为:残留煤柱底板集中载荷的非均匀性分布,及其引起的支护体承载结构破坏是近距离煤柱底板巷道围岩发生大变形的本质。由此,提出了基于破碎围岩注浆和高强度锚杆支护的巷道修复技术,工程实践表明该技术在有效提高围岩整体性和可锚性的同时,使浅部锚固区与深部围岩相连形成整体承载结构,有效地控制了巷道围岩变形,保障了矿井安全生产。