采动影响下松软围岩巷道变形特征与控制技术研究

在地质力学现场测试的基础上,针对巷道顶板坚硬、煤帮与底板极其松软的特点,分析了巷道围岩变形破坏特征,指出围岩松软强度低、采动高应力环境、初期支护强度刚度不足是造成巷道破坏的原因;并提出采用预应力锚固与注浆联合加固技术解决采动影响下松软巷道围岩控制难题,井下工业试验结果表明,注浆加固后大幅度提高了围岩整体稳定性,两帮最大移近量为35mm,顶底板最大移近量为19mm,围岩变形得到有效控制,基本杜绝了巷道维修。     

无煤柱沿空留巷支护技术

以河北某矿2408工作面运输平巷为工程研究背景,分析无煤柱沿空留巷变形破坏规律,提出了沿空留巷的控制机理。结合地质生产条件,采用FLAC3D数值模拟对比分析了一般支护条件与加强巷帮支护条件下留巷围岩的变形规律:帮高强高预紧力锚索可以大大降低围岩变形量,缩小围岩塑性区。矿压观测结果:留巷在接受二次采动影响后,顶底板最大移近量为471 mm,两帮最大移近量为315 mm。     

极松软厚煤层简放开采回采巷道变形规律研究

淮北矿区芦岭煤矿8109工作面煤层为极松软厚煤层,采用简易放顶煤开采技术。为掌握简放工作面回采巷道受采动影响后围岩变形规律,对回采巷道围岩变形进行了观测。观测结果表明,运输巷围岩变形随时间整体上呈线性变化,支承压力影响区围岩的变形速率较原岩应力区巷道围岩的大,顶底板移近量和两帮移近量的变形速率呈现出一定的周期性变化;在支承压力影响区内,运输巷的两帮变形量和变形速率均大于顶底板移近量和移近速率。在采动影响下,回风巷围岩表现为明显的流变变形,变形随时间的增加而增长。在过支承压力峰值以后,随着离工作面煤壁越近,回采巷道变形表现越剧烈。回风巷围岩的顶底板移近量和两帮移近量大小相差不大,两帮移近量和速度大于巷道底鼓量和速度。     

双采动影响下预留巷道围岩控制技术研究

针对晋煤集团古书院矿预留巷道双采动影响下巷道底鼓严重、片帮等围岩变形的问题,通过现场调研分析围岩变形机理与原因,提出了切顶卸压同时联合锚索注浆加固控制围岩变形的综合治理方法。工程实践结果表明:通过对预留巷道进行切顶卸压和注浆加固,有效控制了围岩变形,满足了工程要求;巷道在初次采动期间顶底板最大移近量为100 mm,两帮最大移近量为20 mm;二次采动期间顶底板最大移近量为174 mm,两帮最大移近量为77 mm,围岩稳定性得到提高,节约了维修成本,保证了预留巷道的后期使用。     

近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术

为解决近距离煤层群开采动压影响回采巷道围岩控制的问题,针对某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面回风巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道失稳破坏的主要原因及其加固机理,提出了以顶板高支护强度、帮部高稳定性为核心的加固技术。结果表明:40107工作面回风巷顶底板累计移近量控制在202 mm左右,两帮累计移近量控制在46 mm左右,保证了巷道的正常使用。     

采动条件下巷道支护方案优化与效果

类比2106工作面回风巷在采动条件下巷道变形量大,支护设施失效等状况,本文预先针对2107工作面回风巷支护方案进行优化设计,现场实施结果表明,巷道顶底板移近量和两帮移近量得到较大降低,其中顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮稳定值分别为104 mm、325 mm、96 mm和130 mm,同时优化方案加强对顶底角区域的支护,有效改善了巷道围岩整体支护效能.     

近距离煤层群开采动压影响回采巷道强帮固顶加固技术

为研究近距离煤层群开采动压影响回采巷道加固技术,基于某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面灌浆巷的地质条件和巷道变形破坏特征,采用理论分析和数值模拟手段,分析了动压对巷道围岩稳定性的影响,提出了针对性的强帮固顶加固技术方案。工程实践结果表明:40107工作面灌浆巷顶底板累计移近量控制在135mm左右,两帮累计移近量控制在182mm左右,保证了巷道的正常使用要求。     

生辉矿20110放顶煤工作面运输顺槽支护技术

针对生辉矿20110放顶煤工作面运输顺槽围岩实况,确定了合理支护方案,在巷道内选择有代表性的围岩布置测点,检验支护效果。监测结果表明:20110放顶煤工作面运输顺槽在29d后顶板下沉量、底板鼓起量、左帮移近量和右帮移近量逐步趋于稳定,放顶煤工作面回采时围岩变形得到有效控制,满足工作面安全回采要求。     

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。     

近距离煤层采空区下回采巷道矿压显现规律研究

为了研究近距离煤层采空区下回采巷道在回采期间矿压显现规律,对回采工作面巷道围岩结构、围岩变形和松动圈大小进行了现场监测。通过监测结果分析得出,煤柱帮主要由煤和少量泥岩组成,裂隙发育,破碎严重。顺槽两帮最大移近量为0.49 m,顶底板最大移近量为0.41 m。未受采动超前支承应力的影响前巷道松动圈最大为1.3 m,受影响后增加至2.2 m,工作面超前支承压力影响范围为30m。     

柳塔矿沿空留巷顶底板移近量分析

针对柳塔矿22103运输巷沿空留巷围岩变形特征不清的问题,综合采用数值模拟、理论分析与现场实测的方法,对沿工作面不同超前距离条件下的沿空留巷顶底板移近量进行了详细研究。研究表明,沿空留巷顶底板移近量随着工作面超前距离的不断增加呈现先增加后趋于稳定的趋势;沿空留巷巷旁支护墙体一侧的顶底板移近量明显大于煤壁一侧的顶底板移近量,即顶板呈倾斜状态;本区段工作面回采过程中,沿空留巷顶底板移近量随工作面的推进大致可以分为采动影响阶段与留巷稳定阶段;实测结果与数值模拟和理论分析结果具有良好的一致性,且现场实测的巷道顶底板移近量均小于100 mm,沿空留巷变形较小,留巷效果良好。研究成果为类似矿井沿空留巷围岩变形的控制提供参考。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

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。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题，以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景，理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理，提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术，取消原工作面超前液压支架，减小了单体支柱支柱密度，并在现场进行了工业性试验。试验结果表明，工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后，顶板围岩裂隙内浆液充填范围广；超前巷道受工作面支承压力和采动影响后，巷道变形不明显；进入沿空留巷后，留巷实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，顶板控制效果较好。     

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。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

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。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。     

“两软一硬”厚煤层综采工作面超前扩巷施工技术研究与应用

某矿204综采面运输巷掘进期间,进入厚煤层时,由原来的沿顶掘进逐渐进入托顶煤施工,22204综采面回采期间,厚煤层区域由于巷道变形严重,不能满足采面安全生产的需要,同时也为了满足后期沿空留巷的需求,需要对22204运输巷进行扩巷、沿顶施工。在厚煤层中进行扩巷,由于之前托顶煤施工,顶煤最厚处达到3 m,若要沿顶施工,巷道中高将达到6 m左右,且扩巷后由于断面大,更容易导致巷道变形。针对厚煤层扩巷施工方面存在的问题,通过对综采工作面超前扩巷施工技术的研究,采用分层作业以及顶板打注浆锚杆、锚索,帮部打设锚索梁的方式,成功解决了厚煤层扩巷施工的难题。研究为地质条件类似的矿井在厚煤层综采工作面超前扩巷施工提供了参考。     

基于断面形状效应的厚顶煤巷道支护参数优化

针对厚顶煤矩形断面巷道顶板两侧肩角锚杆易剪切破断、顶煤易离层破碎等支护难题,以唐家会矿61201综放工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟对矩形和直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道应力分布特征进行了对比分析。结果显示:直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道顶板两侧肩角无应力集中、顶帮煤体松动范围相对于矩形厚顶煤巷道均有所减小,尤其顶煤松动范围减小明显,说明直墙平顶肩角微拱形断面有利于厚顶煤巷道围岩稳定性控制。在此基础上,提出了相应的巷道围岩控制对策,并进行了支护参数优化,经过现场应用,不仅顶板两侧肩角未发生锚杆剪断现象,而且掘进期间顶板下沉量达到15 mm时就趋于稳定,回采期间顶底板累计移近量仅220 mm,两帮移近量仅150 mm,支护效果显著。