综采工作面沿空掘巷巷道合理布置研究

为了确保沿空留巷巷道稳定性,研究了综采工作面沿空掘巷巷道合理布置,理论分析了沿空掘巷煤柱荷载,介绍了沿空留巷巷道布置原则,采用数值模拟软件,研究了沿空留巷煤柱宽度留设对巷道稳定性影响及巷道沿不同层位掘进时巷道垂直应力、塑性区分布以及巷道围岩变形。研究得出,沿空留巷煤柱宽度留设宽度为20 m,巷道沿顶板掘进更容易支护。     

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。     

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。     

中厚煤层柔模混凝土沿空留巷矿压规律与围岩控制技术

为提高煤炭资源回收率,延长矿井服务年限,降低回采巷道掘进率,城郊煤矿在21404工作面轨道巷实施柔模混凝土沿空留巷技术,对中厚煤层快速推进情况下沿空巷道的围岩应力分布、变形规律及围岩控制等进行研究。研究结果表明:中厚煤层采用柔模混凝土技术沿空留巷,滞后工作面45m范围为应力集中区,顶板变形剧烈;滞后工作面约25m处应力达到最大值,顶板沉降速度最快;滞后工作面80m以外,顶板沉降趋于稳定。通过对留巷顶板及煤柱帮采取补强支护措施、巷内采取临时支护措施,提高巷道顶板整体强度,可控制上覆岩层离层、减少顶板下沉量。     

孤岛工作面高应力区域沿空掘巷强力支护技术

针对成庄矿孤岛工作面高应力区沿空掘巷巷道围岩受力大、支护特别困难等问题,对高应力区沿空掘巷巷道围岩的变形情况及变形的原因进行了详细的调查与分析,运用数值模拟等手段分析了该巷道采用强力锚杆锚索支护系统巷道围岩的变形情况。结果表明高预应力强力锚杆锚索支护系统能控制巷道围岩的大变形;根据数值模拟的结果,将强力锚杆锚索应用到4310放顶煤工作面的4220副巷,巷道变形得到有效控制,顶板下沉量控制在200mm以内,两帮移近量控制在500mm以内,保证了巷道的安全,提高了经济效益。     

深部沿空留巷顶板变形破坏规律及其控制研究

为解决深部沿空留巷顶板变形剧烈问题,采用FLAC3D数值模拟与工程验证相结合的方法,研究了顾桥煤矿1115工作面轨道巷基本顶从掘进到二次采动超前影响阶段运动演化规律。结果表明:①顶板变形在掘进阶段呈对称分布,一次采动超前影响阶段出现向工作面侧旋转的偏态特征,顶板下沉曲线交点的斜率为7.25×10-4,留巷阶段顶板向采空侧回转下沉,此时的交点斜率增长了6倍,偏态效应显著加强,二次采动超前影响阶段顶板下沉曲线交点的斜率比留巷期间增长了3.2倍,偏态效应有所增加,但以平移下沉为主;②顶板变形量随着留巷进行逐渐增加,掘进期间巷道顶板最大下沉量为69.2 mm。以后每阶段较前一阶段变形量增长了0.99倍、0.82倍和2.13倍,可见沿空留巷顶板变形逐渐剧烈,支护难度显著增加,应统筹对沿空留巷进行支护设计;③提出了保证直接顶完整、各阶段逐级强化和减弱顶板变形偏态现象的深部沿空留巷顶板控制原则,经工程验证可实现消弱深部沿空留巷顶板剧烈变形。     

浅埋深特厚煤层小煤柱沿空掘巷强力支护技术研究

根据千树塔煤矿浅埋深特厚煤层地质条件,采用数值模拟并结合工程类比的方法,分析确定该煤矿沿空掘巷护巷煤柱宽度为8 m。提出了千树塔煤矿小煤柱沿空掘巷护巷的基本支护思路:保证围岩整体有足够的支护强度和刚度;薄弱部位进行重点控制;遵循控制效果与经济成本的合理平衡原则。提出了千树塔煤矿小煤柱沿空掘巷护巷高预应力强力支护技术方案并进行了现场实践,结果表明:运输巷道掘进期间围岩整体变形量在100 mm以内;工作面回采期间围岩最大变形部位为煤柱侧帮,最大位移量约为295 mm。实现了巷道掘进和工作面回采期间运输巷围岩的稳定与安全。     

浅埋高瓦斯煤层沿空留巷技术研究及应用

为解决浅埋高瓦斯煤层巷道掘进瓦斯突出以及工作面回采瓦斯超限问题,以青龙煤矿21604轨道顺槽为工程背景,研究了浅埋高瓦斯煤层沿空留巷技术。成功留巷1 045 m,墙体稳定、巷道支护完好;有效解决瓦斯超限问题,沿空留巷后工作面月推进速度大幅提高;巷道两帮收敛及顶板下沉量不大,底鼓量较大,但卧底后沿空留巷完全能够满足作为21602运输顺槽使用的要求,减少了巷道掘进量,避免了掘进巷道发生瓦斯突出危险。     

综采工作面窄煤柱沿空掘巷支护技术研究

为保证工作面最大程度回采资源的同时兼顾30407工作面运输巷安全掘进,根据现场地质条件,对30407工作面沿空掘巷煤柱留设尺寸进行数值模拟。可知:沿空掘巷留设煤柱为5 m,对煤柱进行注浆加固,采取锚杆+金属网+梯子梁支护巷道,掘进期间巷道顶板和两帮最大变形量分别为23 mm、125 mm,满足巷道正常使用要求,且可增加20万t煤炭采出量。     

余吾煤业深部破碎围岩巷道布置与支护技术研究

潞安集团余吾煤业S2206工作面瓦排巷受地质构造及采动影响断面收敛较大,已不能满足工作面生产需要。利用理论计算和FLAC3D数值模拟的方法,分析巷道掘进时期和工作面回采时期巷道围岩应力分布规律和围岩变形规律,确定瓦排巷沿空巷道段掘进位置和巷道支护方案并进行工业性试验,得出新瓦斯排放巷沿空掘巷围岩总体变形量较小,能够满足工作面生产需要,表明沿空巷道围岩控制效果良好,煤岩宽度与支护参数是合理的。     

复合顶板切顶沿空留巷围岩变形分区及耦合支护技术

为解决复合顶板切顶沿空留巷围岩存在顶板易破碎、下沉量大等问题,以龙滩煤矿3124S工作面风巷为工程背景,基于复合顶板切顶沿空留巷顶板变形监测结果,研究了复合顶板切顶沿空留巷围岩变形特征,揭示了留巷巷道复合顶板变形破坏机理,同时,根据围岩变形特征提出了分区域多介质耦合支护技术。结果表明,分区域多介质耦合支护技术可有效控制顶板变形,顶板最大下沉量约为62mm,降低了60%～75%,留巷效率提升了15%～40%,保障了工作面的快速推进。     

混凝土填充墙支护下沿空留巷稳定性分析

为揭示混凝土填充墙支护下综采沿空回采巷道矿压显现规律,有效控制围岩变形,根据某矿综采面地质与开采条件,应用数值计算方法研究采后留巷的稳定性。数据分析显示:混凝土墙支护下沿空留巷围岩应力随采煤工作面推进呈周期性变化,采后20 m范围的巷道围岩来压较剧烈,是重点支护区域;巷道围岩位移量随采煤工作面的推进而增大,其中巷帮移近量较小,而顶板下沉量较大,表明采用混凝土墙支护沿空留巷有利于巷帮的稳定,但不利于顶板稳定。     

小煤柱沿空留巷围岩控制应用研究

为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。     

沿空留巷顶板下沉规律及其影响因素分析

针对沿空留巷顶板下沉量大、控制十分困难的问题,在分析沿空留巷顶板下沉规律的基础上,利用能量守恒原理,建立了沿空留巷顶板下沉力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并对顶板下沉的影响因素进行了定量分析和灰色关联度敏感性分析。结果表明：某矿沿空留巷顶板下沉量计算值为371.45 mm,较好地吻合现场测量值,理论计算公式是准确的。顶板下沉随巷道宽度、采高的增加而增大,随直接顶厚度、巷内支护阻力、煤帮侧向支护阻力、巷旁充填体宽度和充填体弹性模量的增加而减小;对沿空留巷顶板下沉的敏感度大小的影响因素依次为采高、充填体弹性模量、充填体宽度、直接顶厚度、巷内支护阻力、巷道宽度、煤帮侧向支护阻力,其关联度分别为0.96、0.73、0.68、0.52、0.28、0.13、0.04。研究结果可为有效控制沿空留巷围岩变形提供依据。     

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。     

固体充填采煤沿空留巷顶板下沉影响因素研究

为研究不同因素对固体充填采煤沿空留巷顶板下沉的影响,分析了固体充填采煤沿空留巷的覆岩移动特征,基于Winkler地基假设,建立沿空留巷顶板力学模型。以济三煤矿63下04(南)-2运矸巷为工程背景,分析探讨巷道宽度、巷旁支护阻力、巷旁支护体宽度、采空区充实率与巷道上覆顶板下沉的关系,结果表明:顶板下沉量随巷道宽度的增加而增加、随巷旁支护阻力增加而减小、随巷旁支护体宽度增加而降低、随充实率的增加而降低。现场实践中,巷道宽度4.2m,巷旁支护体宽度4.5m,采用锚带网联合支护对巷道进行加固,采用垒砌矸石墙加混合充填体的综合支护方式进行沿空留巷的巷旁支护,实测得工作面后方留巷巷道两帮最大移近量230mm,顶板最大下沉量300mm。     

沿空掘巷开采工艺支护技术实践探析

为提高沿空巷道支护强度,以某矿0913工作面为研究对象,针对工作面回风顺槽沿空掘巷期间受邻近采空区侧向支承应力影响、围岩应力大、支护难度大的问题,利用数值模拟方法,通过分析锚杆的不同边界长度、间排距对巷道围岩位移的影响,确定出合理的锚杆长度与间排距组合参数。实践表明,该支护工艺施工效果显著,能够有效地控制巷道围岩的变形,0913回风顺槽BC段掘进期间,巷道两帮最大变形量为260 mm,顶板最大下沉量为180 mm,底板最大底鼓量为140 mm,巷道围岩稳定性得到了有效保证。     

迎采动工作面沿空掘巷动态分段围岩控制技术

为解决神华蒙西矿区单翼开采矿井采掘接替紧张的难题,采用现场观测和数值计算的方法对迎采动工作面沿空掘巷上覆岩层运动和围岩变形的时空效应进行研究,得出迎采动阶段巷道围岩变形量与采掘工作面之间的距离呈逻辑斯蒂函数关系,沿空掘巷阶段巷道围岩变形量与巷道掘进距离呈指数函数关系.在此基础上,确定并调整了各段巷道的掘进时机和支护参数,提出了“高阻支护、动态监测、分段控制、固结煤帮、稳控顶板”的动态分段控制原理和“分段锚网索梁联合强力支护,重点时段窄煤柱注浆加固、单体支柱π钢梁加强支护顶板”的动态分段控制技术.现场实践表明,巷道顶底板和两帮变形量均小于900 mm,有效控制了迎采动工作面沿空掘巷的变形破坏.     

矿井深部沿空软碎巷道主动支护技术研究

为解决矿井深部沿空软碎巷道支护困难的问题,针对陈四楼煤矿埋深800 m及以下的沿空掘进工作面地质条件和巷道变形破坏特征,通过理论分析、数值模拟,分析巷道失稳破坏原因,提出了"高强度高密度锚杆+高强度锚索钢梁+顶板高强度注浆"的主动联合支护技术。结果表明:通过对沿空掘巷软弱破碎顶板进行高强度注浆,将顶板内的裂隙充填,使软弱破碎的顶板与高强度注浆液胶结成整体,从而提高巷道直接顶板岩层的黏聚力和内摩擦角,增强顶板的整体稳定性和强度;利用"高强度、高预应力、高强度、高锚固点"锚杆以及高强度锚索钢梁对巷道顶板和两帮实行协同支护,有效控制了巷道围岩变形,巷道掘进45 d后围岩变形趋于稳定,顶板下沉量最大为79 mm,两帮位移最大183 mm,保证了巷道安全生产过程中的正常使用。     

综放工作面沿空留巷合理巷道参数的数值模拟

为有效降低巷道掘进工程量、提高煤炭资源回收率,文章以南阳煤矿3206综放工作面进风巷沿空留巷工程为背景,通过数值模拟、现场实测的方法,分析了不同留巷宽度、巷旁支护宽度条件下巷道围岩的变形特征,确定了综放沿空留巷的合理巷道参数,主要得到如下结论：1）巷道顶板、底板整体呈现中部垂直变形大、两端垂直变形小的非对称变形特征,且巷旁充填帮侧的顶板垂直变形明显大于实体煤帮的顶板垂直变形;2）巷道巷旁支护帮与实体煤帮整体呈现上部水平变形大、下部水平变形小的变形特征,即巷道顶板侧巷道帮部的水平变形明显大于巷道底板侧巷道帮部的水平变形;3）当留巷宽度为3600mm、巷旁支护宽度为1400mm时,巷道最大顶板下沉量、底板鼓起量、巷旁支护帮变形量和实体煤帮变形量分别为117.76mm、-0.94mm、53.24mm和38.37mm,均最小;4)3206综放沿空留巷的合理留巷宽度为3600mm,合理巷旁支护宽度为1400mm,经现场实践表明,巷道围岩变形小,留巷效果良好。