塔拉壕矿3203辅运巷顶板变形破坏机理及支护技术研究

针对塔拉壕矿3203辅运巷围岩稳定与支护问题,通过现场实测和数值模拟分析了辅运巷的围岩变形破坏特征及其机理。结果表明:在工作面后方,巷道围岩开始出现变形破坏,随着工作面推进,破坏程度逐渐变大,当工作面推进300~400m后,巷道围岩开始趋于稳定。为防止发生冒顶事故,根据辅运巷顶板塑性破坏规律,提出了顶板分类补强支护措施,选择合理补打锚索、架棚支护等支护措施,以保证巷道安全。     

工作面专用回风巷位置优化及围岩控制

为避免某矿1231(1)工作面采动对工作面专用回风巷的影响,采用数值模拟方法分析了工作面回采期间辅助运输巷底板应力分布规律,对工作面专用回风巷的空间位置进行了合理优化,最终确定1231(1)工作面专用回风巷与上部辅助运输巷平距为8 m,垂距为25 m。根据专用回风巷在回采前后的变形破坏特征,提出了巷道围岩不对称支护方案。现场实践表明:巷道支护效果良好,保证了采动影响期间工作面专用回风巷的围岩稳定。     

大采高工作面锚杆支护巷道局部冒顶机理研究

基于大采高工作面巷道冒顶制约煤矿安全生产的问题,采用现场实测和数值模拟方法研究了巷道局部冒顶的影响因素。现场测试表明:冒顶位置巷道直接顶板为5.8 m泥岩,且为多层复合,锚索锚固端附近存在泥质页岩软弱岩层,黏土矿物占比达54.3%。锚杆锚固区内外均发生明显离层,支护体受岩层错动发生剪切变形。数值模拟得出,受回采动压未稳定区域掘巷、护巷煤柱尺寸小、支护强度和刚度不足等因素影响,顶板软弱节理面发生离层,支护应力场完整性丧失,围岩塑性破坏后发生冒落。提出在地质异常区及时支护、增大支护强度防止锚固区离层、加强施工质量检测等技术手段,提高巷道安全系数,为减少冒顶事故提供工程借鉴。     

跨石门开采巷内加强支护技术研究

为解决工作面跨石门回采过程中出现的石门巷道变形量大、破坏严重的问题,采用理论分析方法对综采工作面跨石门开采时的顶板临界安全岩柱厚度和加强支护距离进行研究,结果表明:跨采期间,工作面和石门巷道之间的垂直距离越小,石门巷道的稳定性越差,反之,稳定性越好,特定的地质和采动条件下,工作面和石门之间存在临界安全岩柱厚度,可作为石门巷道加强支护和一般支护的分界线;巷内支护的临界安全岩柱厚度主要由工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度3个部分组成;采用岩体极限平衡理论、温克尔弹性地基梁理论和平衡拱理论,分别推导得出了工作面底板破坏深度、承载层厚度和巷道顶板破坏高度的计算公式,基于得到的临界安全岩柱厚度,可确定石门巷道内加强支护段的范围。以湾田煤矿11002回采工作面跨1490运输石门开采为例进行了工程应用。计算得出11002工作面底板破坏深度、承载层厚度和1490运输石门巷道顶板破坏高度分别为2.9、3.4、0.7 m,考虑一定的安全系数,最终取顶板临界安全岩柱厚度为10.5 m,需要加强支护的石门巷道距离为29 m,包括14 m的充填支护段和15 m的抬棚支护段。工程实践表明,跨采期间对运输石门采用充填支护和抬棚支护结合的加强支护方式既能保证巷道稳定,又能提高采出率,产生了可观的经济效益。     

7m大采高综采工作面末采期间顶板控制技术

为了预防7 m大采高综采工作面末采期间发生压架、冒顶事发生故,基于大柳塔煤矿首个7m大采高工作面末采贯通的经验及顶板控制技术,对第2个7 m大采高工作面末采贯通期间顶板控制技术进行研究,分析可知工作面顶板悬顶距过长、挂网位置不合理、挂网时间过长、支架支护性能差是导致工作面末采期间顶板管理难度大的主要原因,通过采取加强矿压观测、预注马丽散加固煤体、确定合理挂网位置、提高支架支护性能、缩短挂网时间等预防措施,可以有效解决7 m大采高综采工作面末采期间顶板管理难度大、易发生压架及冒顶的难题,确保大采高工作面安全顺利贯通。     

高瓦斯矿顶板高抽巷优化布置与支护技术研究

针对高瓦斯矿井顶板高抽巷合理层位布置问题,以某矿N1202综放工作面地质与生产条件为基础,通过理论分析与数值模拟相结合的研究方法,分析高抽巷处于不同顶板层位时的围岩控制效果,确定合理的高抽巷布置位置为与煤层垂距30 m,距回风顺槽的水平距离30 m,提出相应的支护技术并进行工业性试验。矿压观测数据表明,支护技术可合理控制顶板离层,避免锚固区内岩体破坏变形。     

动压巷道沿空支护设计方案优化

根据巷道变形及围岩变形情况,从改变锚杆长度、锚杆的安装角度、锚杆安装密度和加强各支护材料等方面对支护结构进行了合理的优化,并提出了三种可行性支护方案。经过建立数值模型,对工作面距掘进巷道70 m、40 m、0 m、-40 m、-80 m五个位置处的位移量进行模拟,结果表明,三个方案对巷道顶板的控制效果相差不大,而方案一对巷帮的控制效果明显优于方案二和方案三,因此是最佳支护方案。     

坚硬顶板下综放工作面过空巷关键技术

针对工作面过空巷易出现矿压显现剧烈及空巷围岩大变形等问题,基于岩层运动中心建立的矿山压力理论为指导思想,以切顶短臂梁为理论基础,提出了综放工作面过空巷切顶卸压+恒阻大变形锚索支护技术。利用理论分析和数值模拟的方法分析了巷道围岩的稳定性、估算出周期来压步距及构建空巷理论力学模型,通过预裂爆破和等压小煤柱技术,使得超前支撑压力峰值处于空巷前方的煤壁深处,同时结合恒阻大变形锚索耦合支护技术控制巷道顶板的大变形。数值模拟结果显示,工作面周期来压步距约23.4 m,周期来压时超前支承压力位于煤壁前方12 m处。     

复采动压扰动下巷道交岔点围岩力学响应及控制分析

对旧采区进行复采时工作面会多次穿越空巷。过空巷时回采巷道与空巷会形成多个交岔点。交岔点附近回采巷道变形大、交岔点处顶板冒落、两帮破碎是复采回采巷道稳定性的主要问题。圣华煤业现场统计观测表明,在超前支承压力作用下交岔点附近巷道变形严重、空巷冒落次数增加,围岩破碎。建立了交岔点围岩应力分布的力学模型,分析了交岔点处围岩应力分布情况,结合现场实测和相似模拟等综合手段给出了交岔点处煤柱压碎区的范围。分析了交岔点处围岩变形与破坏规律,提出了交岔点跨度的计算方法。现场实测表明设计支护强度能够保证巷道支护安全。     

深埋大倾角工作面巷道围岩稳定性分析

针对深埋大倾角工作面巷道变形大、难支护的问题,以陈蛮庄煤矿3402轨道巷为工程背景,结合理论分析、UDEC~(2D)数值模拟软件和钻孔窥视技术综合探究了深埋泥岩顶板巷道稳定性的影响因素,并从顶板裂隙发育的角度探究了工作面上端头冒顶多发的原因。研究表明:对于深埋大倾角工作面巷道,高地应力、顶板平行层向裂隙发育、两侧煤帮垂直层面裂隙发育以及周边采动是造成巷道变形大的主要原因;巷道断面形式从优到劣依次为半圆拱型、梯形、矩形;受巷道大变形特征影响,工作面一侧煤帮上方顶板在其下方煤体被开挖之前已受到破坏,这是工作面推进过程中上端头冒顶事故多发的主因。     

大采高工作面巷道冒顶原因分析及其支护对策

调查成庄矿首个大采高5310工作面的地质条件、支护状况和顶板冒落情况,采用先进的钻孔窥视设备对冒顶区域前后顶板进行了钻孔窥视,分析了大采高工作面顺槽顶板冒落原因。认为地质构造、大采高工作面回采强烈动压影响、围岩蠕变是导致顶板冒落的主要原因。提出在掘进期间提高构造影响段支护强度、保证顶板支护强度前提下加强巷帮支护和实时监测顶板变形情况等技术措施预防冒顶发生;同时对成庄矿煤层变薄区、断层构造和陷落柱影响区巷道提出具体的支护建议。     

强力锚索支护在大采高孤岛工作面巷道中的应用

针对寺河矿2304大采高孤岛工作面巷道围岩破坏严重,普通高强锚杆支护无法控制巷道剧烈变形的情况,对巷道围岩变形的程度进行了调查,并对巷道变形的原因进行分析,采用数值模拟软件模拟了高预应力强力锚索在不同长度、间距、排距、角度以及预应力条件下形成的不同的预应力场,模拟结果表明：高预应力强力锚索支护能控制巷道的变形;将强力锚索应用到2304工作面的23042巷和23044巷,巷道变形得到有效控制,顶板下沉量控制在100 mm以内,两帮移近量控制在200 mm以内,保证了巷道的安全,缓解了寺河矿采掘衔接紧张。     

动压巷道围岩破坏机理及支护的数值模拟

针对鲁西煤矿3上107沿空轨巷受采动影响后破坏严重的问题，采用岩石破裂过程数值分析软件（RFPA^2D）模拟及现场实测相结合的方法，对巷道围岩变形破坏机理及主要影响因素进行分析；针对巷道围岩变形破坏特点，提出“卸压与整体支护”的新思路及相应支护方案和措施，并成功进行了现场工业性试验．研究结果表明：导致巷道严重破坏的主要因素为12m保护煤柱使巷道位于高应力条件下；距采空区一侧边缘5～8m为该条件下巷道布置的合理位置．在巷道受采动压力作用时，采用“卸压与整体支护”的思路所设计的锚固方案是较成功的支护形式．     

采动影响下巷道围岩变形破坏规律

针对王家塔煤矿101工作面开采过程中1S101辅助运输巷顶板受采动影响变形破坏严重、支护体失效、后期支护维护困难等问题，以邻近201工作面开采为工程背景，结合数值模拟和三维激光扫描技术现场实测等综合方法，监测获取201工作面推进过程中2S201辅助运输巷顶板变形规律，评估巷道支护方案的有效性，阐述三维激光扫描技术动态监测井巷变形工程中的应用情况。研究结果表明：井下条件复杂，有效扫描距离减少，点云密度下降严重，建议井巷监测工程中扫描仪设站距离不宜超过50 m；三维扫描监测结果显示顶板发生不均匀形变，总体形变量较小，支护方案效果明显；随着201工作面推进，巷道顶板形变值逐渐增加，应力沿工作面推进方向传递，邻近采空区区域处最先发生形变，监测结果与理论相符。     

窄高水材料巷旁充填沿空留巷围岩偏应力演化及控制

为了解决高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩破坏严重及难以控制的问题，以登茂通公司2202综采工作面1.4m窄高水材料巷旁充填沿空留巷为工程背景，基于实验室实验测试了水灰比为1.6∶1高水材料的强度特征，通过数值模拟及现场工程试验研究了高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩偏应力分布规律及其失稳破坏机制。结果表明：①随着超前工作面距离的不断增加，偏应力峰值带位置逐渐发生偏转，偏应力峰值大小逐渐减小，越靠近工作面采动影响越剧烈|②超前工作面40m范围内的巷道围岩偏应力峰值带主要集中在巷道右上肩角与左下肩角，超前工作面距离大于50m时的围岩偏应力峰值带主要集中在巷道顶底板围岩深部处，且近似呈对称状分布|③工作面回采且留巷完成后，留巷围岩偏应力峰值主要集中于实体煤帮与实体煤侧顶板处，支护时需保证锚索杆体穿过实体煤帮及顶板围岩偏应力峰值带位置。基于此提出高水材料窄巷旁充填沿空留巷围岩采用“顶板全锚索支护+巷内三排单体支柱+实体煤侧补强锚索加固+巷旁高水材料充填墙”对拉预紧锚杆并辅以单体柱护墙+采空区侧单体柱撑顶并辅以锚杆加固顶板的分区域非对称综合控制技术，通过现场工程实践证明了留巷围岩控制技术的合理性，保障了高水材料窄巷旁充填沿空留巷的稳定性。     

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。     

复杂条件大倾角大采高旋转综采矿压显现规律及其控制

针对潘北煤矿复杂条件大倾角"三软"厚煤层赋存特点及大采高旋转综采矿压难以控制的技术难点,采用现场实测、数值模拟等方法研究获得了12124大采高旋转综采工作面及巷道矿压显现规律,揭示了大倾角"三软"厚煤层旋转综采采场和巷道矿压机理,即采空区煤柱下方工作面煤体应力集中、旋采区域采动应力集中与液压支架反复支撑是导致工作面顶板破碎、片帮、冒顶及巷道围岩变形剧烈的主要原因。提出并实施了该条件下旋采过程中采场和巷道围岩稳定性控制技术,主要包括:工作面顶板铺链网并在架头连接工字钢以加强顶板管理;应用液压支架与输送机间连接防滑千斤顶并联合推移千斤顶控制刮板输送机下滑;上风巷旋采拐点处采用锚网索联合支护控制巷道围岩变形;工作面上下端头超前10 m回棚加强支护,保证正常运输通风需求。工程实践表明,该技术实施保证了工作面的安全高效回采,取得了良好的效果。     

极近距离下位煤层回采巷道合理布置及围岩控制技术研究

针对极近距离煤层回采巷道维护困难的问题,结合山西登茂通矿具体地质条件,采用理论计算和UDEC数值模拟相结合的方法,研究了3106工作面回采巷道合理布置及围岩控制,2~#煤残留煤柱下方11m范围内底板应力呈不均匀分布特征,受剧烈的非均布荷载影响下位煤层巷道顶板和巷帮易发生局部过度承载而破坏;距残留煤柱边缘15m范围内的巷道变形破坏具有显著差异性,距残留煤柱中心越近,巷道围岩破坏越严重,稳定性越差,极近距离下位煤层回采巷道布置应避开应力增高区和高水平应力的应力降低区;合适的锚杆(索)支护结构可有效抑制围岩损伤裂隙的增加并使围岩趋于稳定。3106工作面回采巷道实践表明:回采巷道布置在距残留煤柱边缘15m处并采用高强度锚杆(索)关键部位协同支护方案,可减小残留煤柱底板应力影响,有利于保持巷道围岩整体稳定性。     

大倾角工作面巷道断面形式优化数值模拟

针对大倾角工作面梯形巷道顶板破碎、较高侧煤帮变形破坏严重的现象,以陈蛮庄煤矿3402工作面轨道巷为工程背景,结合现场实际和UDEC2D数值模拟,对比分析了巷道矩形开挖和梯形开挖时围岩破坏特征,并根据矩形巷道顶板三角煤的破坏特征提出了五边形巷道断面形式。对3种断面形式下巷道横截面积、断面支护长度以及围岩稳定性进行了对比研究。研究表明:对于大倾角工作面,五边形巷道断面形式相比于矩形巷道有效提升了回采工程的活动空间,合理摒弃了位于顶板的不易支护的部分三角煤;相比于梯形巷道合理降低了巷道支护成本,提升了直接顶板的稳定性。因此,五边形工作面巷道更有利于大倾角工作面的安全高效生产。     

多次采动影响下近距离回采巷道围岩控制技术

针对河北省崔家寨煤矿近距离煤层多次采动影响下回采巷道变形破坏严重的问题,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,分析了采动影响下近距离回采巷道合理位置。根据崔家寨煤矿E12503工作面现场实际条件,确定了采用锚网索联合支护技术,并数值模拟确定了回采巷道与上部煤层遗留煤柱的相对水平距离应大于25 m、工作面护巷煤柱宽度为20 m。通过现场矿压观测,E12503回风巷道1#测站巷道左帮多点位移计数值达到最后稳定时最大位移值为22mm、巷道右帮最大位移为8 mm、顶板最大位移为5 mm。分析可知,优化设计的巷道围岩控制技术方案应用效果较好。