大采高综采工作面20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究

针对回采工作面二次复用巷道围岩变形量大、支护困难的问题,在枣泉煤矿大采高综采11203工作面进行了20m煤柱二次复用巷道矿压规律实测研究。研究结果表明,二次复用巷道矿压显现主要分为工作面超前影响阶段、剧烈变形阶段、蠕变阶段,巷道在回采工作面后方的变形量可达回采工作面超前影响阶段变形量的4~6倍,巷道顶板浅部离层略大于深部离层;锚杆锚索受力变化比巷道围岩变形对扰动更敏感,受力变化远超前于围岩变形,锚杆锚索受力呈现先增大后减小的趋势,受力急剧增加阶段出现在回采工作面前后50m范围内;巷道顶板和两帮煤岩体在受采动影响后围岩浅部破坏范围有所增加,煤层破碎程度加剧,深部煤岩体出现不同程度破坏现象。     

庞庞塔矿特厚煤层综放工作面强动压巷道围岩变形特征

庞庞塔矿9-101工作面回采期间其回风巷出现明显的失稳变形现象,通过采用钻孔应力计、顶板离层仪等设备进行现场监测得知,区段煤柱塑性破坏深度大于2 m,巷道顶板岩层深部和浅部离层值最大值分别为262 mm和172 mm,顶板锚杆(锚索)超前工作面约60 m处开始破断失效,巷道两帮的位移量明显大于顶底板的移近量;由此提出优化支护方案的合理建议,为综放工作面回采巷道围岩控制方案设计提供参考。     

松软煤层大采高综采工作面巷道矿压显现实测与分析

为掌握松软煤层大采高工作面巷道矿压显现规律,进行了巷道表面围岩变形和顶板离层监测,结果表明:巷道表面围岩变形分为3个阶段,即超前支护范围外缓慢变形,超前支护范围内快速变形和剧烈变形;超前支护范围外顶板离层量较小,超前支护范围内离层量增加较快;锚固区内离层量在安全范围内,但锚固区外离层量较大,应当调整支护系统。     

赵固二矿孤岛工作面区段平巷围岩变形规律研究

针对孤岛工作面应力高度集中导致回采巷道难以支护的问题,分析了厚煤层孤岛工作面回采巷道的变形特征。通过对回采巷道顶底板和两帮变形量进行监测,探究在孤岛工作面回采巷道采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术时巷道围岩变形规律。结果表明,在工作面回采过程中,巷道顶底板和两帮移进量先快速增加,后缓慢增加;顶底板受采动影响范围为50 m,两帮受采动影响影响范围为70 m;顶底板移进量最大值为230 mm,两帮移进量最大值为317 mm,孤岛工作面巷道变形主要以两帮变形为主;采用“锚网索+钢筋梯+槽钢梁+喷、注浆”联合支护技术能有效控制巷道的大变形。     

浅埋大采高综采巷道矿压显现规律实测与分析

为研究浅埋深大采高工作面回采巷道在回采期间矿压显现规律,对巷道叠加应力和围岩变形进行现场实测分析。结果得出,工作面超前支承压力影响范围为22～28m,最大应力集中系数为2. 29。巷道两帮最大移近量为56mm,顶底板最大移近量为62mm。深基点的最大位移差均在1m和2m基点间,浅部煤体未产生明显的离层;围岩的弱化与破坏范围集中在距巷帮2m范围内。     

高应力综采工作面回采动压对巷道稳定性动态特征研究

针对王庄煤矿91高应力采区首采工作面巷道围岩稳定性问题,采用数值模拟和现场监测相结合的方法,研究了91-205工作面回采过程中91-205风巷和紧邻91-203运巷围岩的位移场和应力场。结果表明:91-205工作面超前支承压力的影响范围为30 m,超前支承压力对本工作面回采巷道和相邻91-203工作面回采巷道变形影响较小,对工作面正常回采影响不大,巷道变形量在可控范围内,同时为预测91采区其它工作面回采矿压显现提供理论依据。     

综放采场矿压显现规律实测与分析

针对S5-6综放工作面地质条件,实时监测该工作面矿压显现情况,掌握其矿压显现的基本规律.在超前应力影响下,工作面采动超前影响范围在25 m左右,巷道围岩离层速率达到5 mm/d,离层累计达80 mm,在此范围内应加强巷道支护强度,以“抵抗”巷道围岩的快速变形.     

大采高工作面采场支承压力分布规律分析

以寺河矿大采高高效回采工作面为试验对象,采用超前支柱监测、回采巷道及留巷变形监测、煤体应力监测等技术手段,研究分析了该工作面采场支承压力分布规律及巷道变形特征,为工作面巷道布置、采场及巷道围岩控制等提供依据。研究结果表明,与常规大采高工作面相比,该工作面超前支承压力的影响范围为9~15 m,集中系数为1.7~1.9,峰值位置前移,位于煤壁前方12 m处;后方支承压力具有明显的分区特征并伴有一定的滞后性;侧向支承压力峰值位置变化不大。     

大埋深大采高回采巷道矿压显现规律研究

为研究大埋深大采高工作面两巷在回采期间矿压显现规律,对巷道围岩变形、应力变化和松动圈大小进行了现场监测。分析监测结果得出,工作面超前支承压力影响范围为40～50m。巷道两帮最大移近量为0.35m,底板最大移近量为0.25m,顶板最大离层量为0.32m。煤体内应力集中系数3～4左右。未受采动超前支承应力的影响前巷道松动圈最大为1.8m,受影响后增加至2.6m。     

综采工作面回采巷道矿压显现规律分析

为了研究综采工作面回采期间两巷的矿压显现规律,以赵庄煤矿5319工作面为对象,通过对巷道围岩变形、围岩应力进行现场监测。结果表明:两巷的顶板下沉量最大达到470 mm,两帮移近量达到620 mm,顶板离层量为400 mm。当距工作面20 m时,应力值最大达到35 MPa,应力集中系数在4~6之间。     

综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

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。     

孤岛工作面矿压显现规律研究

结合某矿孤岛工作面工程实例,通过支架阻力监测等方法,对工作面超前支承压力的影响范围、巷道变形和上覆岩层的移动变形进行分析。结果表明:工作面超前支承压力为动态应力,集中范围6~15 m;巷道变形量较小,岩层具有分层垮落的特点,基本顶周期来压不明显。     

孤岛工作面沿空掘巷窄煤柱合理宽度确定

为了分析孤岛工作面窄煤柱合理宽度,结合某矿2102孤岛工作面工程实例,引入尖点突变模型,理论分析了煤柱合理宽度范围。建立FLAC^3D数值模型,模拟不同煤柱宽度时垂直应力分布状态及巷道围岩塑性区分布。理论计算结果表明：根据尖点突变模型,煤柱极限宽度需大于7.5 m。数值模拟结果表明：当煤柱宽度为6～8 m时,巷道处于低应力环境;当煤柱宽度大于8 m时,在煤柱内部开始出现集中应力,并且随着煤柱宽度增加,集中应力程度越明显。根据理论分析及数值模拟结果,最终确定2102孤岛面沿空掘巷窄煤柱宽度为8 m。现场布置矿压测站监测巷道表面位移及顶板离层量,巷道表面无明显变形,底鼓量最大280 mm,两帮位移量在130 mm以内,顶板下沉量在50 mm以内。顶板离层量较小,浅部离层量在5 mm以内,深部离层量在3 mm以内,能够保证工作面安全回采。     

深部动压回采巷道的矿压时空分布规律研究

开采深度增加,地质力学环境比浅部复杂,深部动压回采巷道仍沿用浅中部的超前加强支护范围已不能有效控制动压巷道围岩变形。针对埋深762 m的某矿回采工作面顺槽的支护和超前加强支护范围,分析得出:回采和掘巷期间围岩变形不同,掘巷期间以底臌为主,而回采期间以顶板下沉为主;深部动压回采巷道超前支承压力影响范围明显增大,加强支护范围应大于采动剧烈影响区5~10 m。     

基于等效椭圆法的巷道支护参数设计研究

为了改善锚杆支护效果,降低巷道支护成本,根据柠条塔煤矿回采巷道实际情况,基于等效椭圆方法对回采巷道进行了支护设计,并运用ANSYS数值模拟了回采巷道开挖支护效果,初步验证了支护参数选取的合理性。通过工业试验,采用离层观测、收敛观测、钻孔窥视等手段,分别对柠条塔煤矿S1201带式输送机顺槽在掘进以及回采过成中动压的影响下顶板离层、巷道围岩变形等进行现场监测分析,监测结果显示:回采过程中顶板最大沉降量为10.4 mm,巷道的两帮最大收敛量为4 mm,现场未发现严重片帮现象;回采过程中围岩松动圈范围定为1.2 m,未超过锚杆支护长度;锚杆在工作面回采过程中受力波动增长,未超过设计值,验证了试验段内的巷道锚杆支护设计的合理性和安全性。     

浅埋深不规则综放工作面矿压显现规律研究

为了获得阳湾沟矿6204不规则工作面综放开采过程中的矿压显现、巷道变形及超前应力分布规律,通过采用多种监测、探测手段对不规则综放工作面展开矿压显现规律研究。研究结果表明:不规则工作面来压步距与开切眼长度有关,开切眼越长则来压步距越小,来压强度也越低,反之亦然;在工作面推进期间,回采巷道的变形较小,即使在初次来压和周期来压期间,巷道变形也无明显增加。同时,通过数据分析给出该工作面支承压力超前影响范围为5 m,超过5 m后工作面超前支承压力变化较小,地震波波速CT探测也表明距工作面0~20 m存在应力集中区。     

浅埋深动压回采巷道水力压裂技术研究与应用

为提高浅埋深窄煤柱回采巷道围岩稳定性,以红柳林煤矿15217工作面窄煤柱回采巷道为工程背景,依据顶板岩层分布特征分析了诱发巷道变形的主要力源,分析了顶板水力压裂卸压作用机理,确定了合理压裂层位高度,制定了水力压裂卸压技术方案,并成功应用于井下试验。试验结果表明,顶板水力压裂后,回采巷道超前矿压影响小,滞后工作面时锚杆受力以及变化幅度较小,最大受力88.7 kN,煤柱浅部应力增长突出,表明水力压裂后煤柱侧向悬顶结构尺度减小,顶板岩层应力逐渐向实体煤方向转移。回采巷道变形主要表现为肩窝内挤变形,顶板浅部离层3.0 mm,深部离层4.5 mm,巷道整体支护效果较好,表明水力压裂卸压技术对浅埋深窄煤柱回采巷道的围岩变形具有较好的控制效果。     

厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度优化研究

厚煤层放顶煤开采实践中,区段煤柱留设宽度与巷道围岩的稳定性相关性极大,区段煤柱留设较小时巷道围岩稳定性较差,受回采影响易发生巷帮外挤、顶板冒落等事故,而煤柱宽度留设过大则造成资源极大浪费。以高河煤矿西一盘区为工程背景,理论分析了巷道围岩变形大的原因,采用数值模拟的方法研究了采空区侧向的应力分布特征、位移变形规律、破坏特征。现场监测数据表明,工作面超前90 m范围外围岩变形缓慢,巷道顶底板及两帮最大变形量均小于50 mm,超前工作面90 m的影响范围内,巷道受到超前集中应力影响而变形剧烈;巷道顶、底板移近量最大为848 mm,两帮移近量最大为583 mm,区段煤柱优化后,巷道变形较优化前有了显著的降低,巷道顶、底板移近量降低了43.76%,两帮移近量降低了35.93%,综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定厚煤层综放工作面区段煤柱宽度为32 m。     

动压影响下坚硬围岩矿压显现规律研究

文章以正利矿14-1103工作面受动压影响下的变形破坏规律为研究案例,针对该矿煤层顶板较为坚硬,工作面回采过程中常出现顶板无法正常断裂,老顶悬空面积大,顶板易突然断裂,对工作面和工作面巷道的工作安全带来巨大威胁的问题,通过现场监测研究了动压影响下坚硬围岩巷道的矿压显现规律,以期对现有支护体系进行优化。研究表明:工作面的推进影响围岩应力的范围在100m以内,围岩应力受到显著影响的范围为20~30m;锚杆受力最大增速可达55kN/d,最大增量为70kN,顶板离层速度最大可达15mm/h,最大离层值为67mm,高速增长的时间短,应力、位移的变化具有突变的特性。