煤柱回收工作面过空巷技术

针对潞安王庄煤矿采区煤柱回收工作面存在过空巷巷道围岩控制困难的问题,建立了煤柱回收工作面空巷基本顶力学模型,得出当空巷宽度增大时,空巷所需的支护阻力也会随之增大;空巷支护阻力与基本顶厚度之间存在线性关系,基本顶越厚空巷所需支护阻力越大;当支架的支护阻力增加时,空巷支护阻力呈线性减小趋势。将整个工作面空巷划分为3个空巷集中区,研究了工作面过第3空巷区4条空巷时回采巷道支护、空巷围岩稳定控制技术,制定了工作面过空巷时放煤控制、两巷超前加强支护、工作面顶板管理等安全保障措施,保证了煤柱回收工作面安全回采。     

旧采区复采过空巷群支承压力研究

以晋煤集团圣华煤业3101工作面为残煤复采背景,采用扩展SMP准则判断复采工作面煤柱的稳定性,并以RFPA软件数值模拟不同空巷跨度和不同煤柱宽度的空巷群情况下,对顶煤和煤柱应力分布进行研究。结果表明应力集中出现在靠近工作面的煤柱边缘,应力集中系数与空巷跨度和煤柱宽度比值成正比关系。     

大采高过联巷空顶-煤柱-支架耦合承载与控制分析

大采高工作面过空巷覆岩运动复杂,空巷极易变形失稳,严重影响工作面推进速度。通过对大采高工作面过空巷围岩变形破坏特征及失稳原因分析,探讨工作面过空巷顶板稳定性影响因素,建立大采高工作面过联巷空顶-煤柱-支架耦合承载力学模型,确定大采高工作面过联巷煤基充填体强度、变形与最佳水灰比,提出大采高工作面过联巷空巷围岩控制技术,并进行现场工业性试验。结果表明：工作面过空巷表现为顶板大面积下沉、两帮垂直劈裂脱落,采动应力、浅埋薄基岩切落、支护作用失效与棚架非均匀受力是空巷失稳的主要原因;工作面过空巷顶板稳定性与空巷支护阻力、煤柱承载载荷及支架载荷密切相关,煤柱承载能力与煤柱宽度呈线性关系,确定空巷顶板最小支护强度为3.346 9 MPa。随着膏浆体(15%水泥)水灰比增加,膏浆体流动度、析水率、初终凝时间呈增加的趋势;单轴抗压强度与峰值应变整体表现为减小的趋势,且线性特征明显。水灰比0.6(10 d)为最佳膏浆体,单轴抗压强度为1.10 MPa,峰值应变为1.088%。随着时间增加,膏浆体强度在30 d达到3.7 MPa,提前充填有利于空巷稳定。采用空巷挑顶扩巷-锚索补强与膏浆体柔性充填技术方案后,...     

旧采区域内遗留煤柱及空巷稳定性分析

针对望田煤业8#煤层旧采区遗留煤柱及空巷的实际情况及地质条件,对旧采区空巷顶板稳定性及空巷群之间煤柱的稳定性进行了理论分析及计算,得出在残采工作面前方仅有一条空巷存在或空巷之间相隔较远时,顶煤的极限跨距为10.8 m;在残采工作面前方有多条空巷存在且空巷相邻较近时,顶煤极限跨度为8.8 m。旧采区内遗留稳定煤柱的最小宽度为5.5 m,实际遗留煤柱尺寸多为6~20 m,从而可知残采工作面前方空巷群之间的煤柱基本上处于稳定状态。     

复采工作面过空巷顶板稳定性

针对复采工作面过平行空巷支架支护阻力计算的问题,通过现场调研和理论分析,建立了过空巷采场基本顶破断的力学模型,提出了影响复采采场基本顶超前断裂的3个因素：复采工作面与空巷间煤柱宽度、复采工作面与周期断裂线距离、空巷宽度。通过对影响因素的力学分析,得到了基本顶超前断裂的力学作用机理：复采工作面与空巷间煤柱随回采失稳,导致顶板失去煤柱支撑,基本顶梁结构的悬臂长度增加,当悬臂长度达到周期来压步距时,悬臂梁在固支端断裂。基于Bieniawski公式,推导得到了复采工作面与空巷间煤柱失稳的临界宽度W*和复采工作面基本顶必然产生超前断裂空巷临界宽度A0。根据过空巷采场基本顶破断力学模型对基本顶来压力学模型中断裂岩块尺寸进行了针对性调整,运用调整断裂岩块尺寸后的基本顶来压力学模型计算得到了适用于复采工作面的过空巷期间支架最小支护强度为10 910.77 kN/架。圣华煤业复采工作面过空巷期间的矿压观测结果表明：工作面过空巷期间,最大工作阻力为9 656 kN/架,支架支护强度计算合理。     

沿空双巷窄煤柱应力与位移演化规律研究

为解决综放开采沿空双巷和窄煤柱难维护问题,根据某矿3406综放工作面工程地质和开采技术条件,运用FLAC3D对采动影响下沿空双巷窄煤柱应力与位移的演化规律进行了数值模拟研究.结果表明,巷间煤柱应力随采动升高,采面推过时突然降低,应力峰值向瓦斯巷侧转移;沿空煤柱中心区应力因采动单调升高,应力峰值位于瓦斯巷侧;采面推过前两煤柱位移均较小,沿空煤柱水平位移中性线因采动而向瓦斯巷侧移动.根据研究成果和该矿工程地质条件,成功地进行了工程实践,解决了该矿综放沿空双巷难维护的问题,对综放开采技术的发展有深远意义.     

长壁工作面过空巷顶板稳定性动态特征研究

以国内某大型矿井工作面过空巷为工程背景,在分析工作面顶板物理模型的基础上建立其稳定性力学模型,分析顶板稳定性和煤柱稳定性的关系,并通过数值计算和现场观测验证。研究表明相同条件下采高越大、控顶距越大,工作面顶板下沉量越大;工作面过空巷顶板稳定性受煤体支撑力和工作面支架支撑的影响,煤体的支撑能力又影响着顶板结构的稳定;工作面过空巷应提前使工作面与空巷走向保持倾斜、并尽量降低采高,对空巷两帮采用玻璃钢锚杆支护煤体以提高煤体承载能力,在工作面临近时采用液压支柱支护顶板。     

复采工作面支架的合理初撑力与工作阻力

韩咀煤业有限公司2107复采工作面由于其旧采采用"采顶留底"的方式,所残留的"空区—煤柱"分布不规则,常规确定综采工作面支架初撑力与工作阻力的方法无法应用于此类残留工作面。通过分析复采工作面不同顶板条件得出:空区下支架初撑力不宜过高以防顶破顶煤,工作阻力仅为支架上方基本顶(顶煤)的重量;煤柱下支架初撑力须大于不使直接顶离层的临界应力,工作阻力根据残留煤柱集中应力的分布选取较大值。该结果对类似残煤复采条件下支架初撑力与工作阻力的合理确定,具有一定理论意义和实用价值。     

过空巷综采工作面顶板破坏机理分析及充填技术研究

本文以坪上煤业15203回采工作面过轨道空巷为工程背景,分别分析过空巷综采工作面顶板破坏特征、影响因素及力学特征,并提出高水材料填充空巷的技术方案。通过对工作面液压支架工作阻力进行监测,结果显示当工作面穿越空巷时支架工作阻力仅增大约3.7%,变化较小,工作面可以安全地通过空巷,有较高的工程实用价值。     

回坡底煤矿10#煤复采工作面顶板控制技术研究与应用

由于回坡底煤矿五采区10#煤层受过去小窑破坏性开采其上分层影响,导致现复采工作面再生顶板破碎,控制难度较大。本文采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,对复采工作面煤柱及空巷稳定性进行了研究,研究表明,煤柱稳定性与其宽度呈正相关,空巷稳定性与其跨度呈正相关,采用优化顶板控制技术可保证工作面在通过煤柱及空巷时围岩变形量控制在较小范围之内。     

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...     

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。     

复采煤层末采煤柱合理留设宽度研究

为优化煤柱留设宽度,提高采区煤炭采出率,确保工作面的回采推进速度,结合薛虎沟煤矿2-106工作面实际开采条件,运用理论分析与数值模拟相结合的方法对2-106B工作面停采护巷煤柱尺寸进行研究,通过对护巷煤柱进行极限平衡计算,确定留设合理煤柱尺寸应不小于20.32 m;通过FLAC3D数值模拟分析保护煤柱宽度为25,22,20,15,10 m条件下巷道围岩变形情况,得出留设保护煤柱宽度为22 m时,煤柱内集中垂直应力逐渐向稳定非对称拱形分布形态过渡,煤柱两侧产生一定剪破坏和拉破坏,但煤柱中部未破坏区域范围扩大,煤柱稳定性较好;煤柱留设宽度为22 m时,对2-106B工作面液压支架拆除的时间段护巷煤柱应力进行监测,结果表明,巷道围岩得到有效维护,并处于稳定状态。     

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...     

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。     

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。     

近距离下煤层安全开采矿压监测

针对木瓜煤矿近距离煤层采空区、遗留煤柱下回采工作面停采线确定的技术难题,基于矿山压力与岩层控制理论,采用现场监测的方法,对工作面回风巷的围岩表面位移、超前支护段支柱工作阻力及液压支架工作阻力随工作面推进的变化等进行监测,得到超前支撑压力影响范围和工作面上覆岩层矿压显现规律;并通过力学计算结合现场监测的方法确定近距离下煤层回采停采线,该成果为近距离下煤层安全开采研究具有现场指导意义。     

大采高大断面回采巷道区段煤柱宽度的优化研究

针对王庄煤矿大采高工作面两巷掘进支护和回采期煤体破碎严重、围岩变形量大、巷道维护困难的情况,综合采用数值模拟和工程实践分析的方法,结合6110工作面地质条件,系统地分析了不同宽度区段煤柱下巷道围岩的应力演化及变形规律,得出了区段煤柱合理宽度为6 m。在此基础上提出了"高强度预应力锚杆配合金属菱形网和双筋梯子梁基本支护、小孔径预应力锚索补强支护、单体液压支柱配合金属铰接顶梁加强支护"的巷道围岩控制技术。实践表明,试验巷道断面完全可以满足回采期间的通风行人要求,巷道维护状况良好,经济社会效益显著。     

煤柱宽度对巷道围岩稳定性的影响研究

王庄煤矿91采区排水巷保护煤柱稳定性对于整个采区通风、排水、工作面安装等具有重要意义。采用物理模拟和数值模拟的方法,研究工作面回采时不同宽度保护煤柱条件下排水巷围岩位移、塑性区发育以及覆岩垮落特征。结果表明:煤柱宽度为20～40m时,排水巷受工作面影响强烈,塑性区大小随煤柱宽度的减小而增大,煤柱裂隙发育,难以满足生产要求;煤柱宽度为50～90m时,排水巷不受工作面回采影响,巷道顶板最大位移量、两帮最大位移量、塑性区大小不发生变化,顶底板和两帮的最大移近量分别为117mm和45mm。结合现场地质条件,91采区工作面开切眼距排水巷最短距离为80m,排水巷不受工作面回采的影响,能够满足整个91采区的安全高效生产要求。