谢桥矿上提工作面压架危险区确定

通过对某矿1202(3)上提工作面矿压显现特征的现场实测,记录了支架工作阻力和活柱行程余量沿工作面倾向变化规律;并对两巷围岩变形量和采场覆岩运移特征进行了数值模拟。综合对比得出:由于上提工作面上部基岩厚度较薄,顶板下沉量要大于下部,存在较高的压架危险性,应做重点支护;巷道两帮的位移量大于底板位移量,上帮位移量比下帮位移量大。     

8.8 m超大采高工作面支架与围岩相互作用关系

8.8 m超大采高综采工作面一次开采高度及开采强度大,采场围岩控制困难。采用立柱压力传感器、位移传感器对工作面回采期间支架工作阻力、顶板下沉量进行了全程系统监测,对工作面矿压显现规律、支架工作阻力循环曲线、顶板下沉量及割煤循环内下沉曲线进行了分析,对支架工作阻力、初撑力、支架刚度与顶板下沉关系进行了研究。研究结果表明：超大采高工作面开采具有来压区域性明显、来压急增阻、非来压恒阻、大小周期来压的宏观特征;工作面顶板下沉具有明显的时空差异性,空间上呈现工作面“两端小-中部大”的特征,时间上呈现来压期间大、非来压期间小的特点;工作面支架ΔF-T和顶板下沉ΔS-T均化循环曲线具有高度的一致性,来压期间2者均呈对数-大斜率线性复合增长,非来压期间呈现近常数或小斜率线性增长;顶板下沉与支架工作阻力呈线性对应关系,随支架工作阻力的增加而增大,安全阀开启后,顶板下沉速度明显增大,最大下沉速度为安全阀开启前的4.3倍,安全阀长时开启时顶板下沉速度由急增逐渐过渡至缓增状态,ZY26000/40/88液压支架在来压期间一定时间内可以将顶板下沉控制在一定的范围内,但并不能阻止其继续下沉;初撑力及支架刚度大小对...     

六柱支撑式固体充填采煤液压支架结构及工作原理研究

本文介绍了六柱支撑式固体充填采煤液压支架的基本结构及特点,支架高支护阻力,有利于控制顶板的初始下沉,保证充填空间;增设的压实机构对充填物料施加的压实力,提高了其密实度和接顶率,增强了充填体抗压力学性能.提出充填支架与围岩相互作用体系是由"顶板-支架-底板,煤壁-支架-充填"共同组成,并以此建立支架与围岩的作用力学模型,分析了到达理想充填效果时,支架最大集度载荷和各立柱受力情况.论述了六柱式充填支架基本移架方式及移架过程中其结构受力特征,建议对于不同条件,应选择合理的移架方式.     

采场支架刚度实验室测试及与顶板下沉量的关系

针对目前采场支架刚度的实测数据较为匮乏的研究现状,利用ZTN-1液压支架试验台对4种型号支架的线刚度及刚度进行实测分析,并基于实测结果采用弹性基础板力学理论对支架刚度与顶板下沉量之间的关系进行研究。结果表明:支架在增阻过程中是可压缩的,4个支架平均线刚度为138~538 k N/mm,平均刚度为20.3~68.5 MPa/m,以此推断,目前支架线刚度范围为100~600 k N/m,刚度范围为10~80 MPa/m;支架工作阻力越大,支架刚度越大,相同工作阻力的四柱式支架刚度大于两柱式支架;每个加载循环内支架刚度是惟一的,与支架所处的工作阻力区间关系不大;支架刚度越大,对顶板下沉量抑制作用越明显;当支架刚度达到某一临界值,顶板下沉量趋于稳定。     

新源煤矿回风巷强力超前液压支架的研究设计

介绍了回风巷道超前支架架型及应用现状,分析了不同类型超前支架适应的巷道条件,在此基础上,针对新源煤矿回风巷超前支护问题,设计了适应该矿的特种强力左右两架一组超前支护支架,最大支护距离达41 m,支护高度为1.85～3.70 m。该支架采用φ250 mm双伸缩立柱,设计有初撑减压装置,符合"先柔后刚,先让后抗,柔让适度,稳定支护"的理念;前后架顶梁间有导向梁,辅助前架移动;2 m长的补强梁结构,可有效增加支护能力;设计多级伸缩梁结构,整组移架,能有效减少支架对顶板的反复支撑次数。     

黑龙煤业2103综采放顶煤工作面注浆加固过空巷技术应用

为保障黑龙煤业2103回采工作面顺利通过空巷影响区,设计对顶板进行注浆加固改造,现场应用后监测工作面及回采巷道矿压特征。结果表明：过空巷期间,液压支架工作阻力稳定,巷道顶板下沉量最大值为72～143 mm,实体煤帮内移量最大值103～201 mm,工作面顺利通过空巷影响区,通过对顶板超前注浆改造实现了工作面的安全高效生产。     

大佛寺矿厚煤层综放工作面矿压显现规律现场监测分析

采用顶底板移近量观测、活柱下缩量观测、支柱载荷量观测等手段对大佛寺矿厚煤层综采放顶煤40110工作面的矿山压力规律进行了现场监测分析。结果表明,40110工作面初次来压步距为91.8 m,周期来压步距平均为55.5 m,来压时最大动载荷系数达到1.58,整个工作面液压支架活柱平均下缩量为6.98 mm。     

支撑掩护式液压支架的结构特点及合理应用

支撑掩护式支架是以支撑为主 ,掩护为辅的液压支架 ,用来控制采场顶板下沉断裂及冒落 ,保证控顶距内顶板完整和必要的回采空间。对支撑掩护式液压支架的结构特点及合理应用等进行了简要介绍。为保证支架的合理工作状态 ,应尽量缩短降架时间 ,快速移架 ,及时支护 ,并保持足够的支架初撑力     

汾源煤业大倾角工作面支架防倾倒技术研究

针对汾源煤业5-101工作面倾角大的问题,通过理论分析,发现工作面液压支架倾倒临界角大小与工作阻力成正比,与走向角度及顶板岩层的侧向压力成反比,且周期来压期间液压支架更易失稳倾倒。提出增大液压支架与顶板岩层间的摩擦系数、液压支架上加设防滑千斤顶和防倾倒装置并调整移架方式的方法保证工作面液压支架稳定。现场试验结果表明,液压支架整体稳定性良好。     

浅埋深大采高长工作面综采支架设备选型与参数研究

针对某矿51101综采面的地质条件和开采条件,根据支架的受力特征,确定了支架的工作阻力和初撑力,通过对采场顶板移近量的预测,支架底座对工作面底板的比压选定,以及支架的移架周期和推移步距计算,进而选定了支架的架型,从而为该矿综采面的支架选型提供了依据。     

近距离下位薄煤层工作面支架压力增大规律分析

为掌握近距离下位薄煤层工作面矿压随基岩厚度、松散层厚度、采高等因素变化的规律,在液压支架上安装了KBJ-60Ⅲ-1型综采工作面矿压监测仪器,对工作面支架工作阻力进行现场实测。依据所采集的数据对支架初撑力、时间加权平均阻力、循环末阻力,工作面来压步距和动载系数等基本矿压参数进行了分析,观测到近距离下位薄煤层44305工作面在推进过程中5次支架受压较大情况,并分析了压力增大的原因。对近距离下位薄煤层工作面支架工作阻力设计以及顶板控制有重大意义。     

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

针对近距离煤层开采条件下,采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题,本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景,结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状,确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护,煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护,掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求,又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后,28d内顶板浅部离层23mm,顶板深部离层31mm,巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm;28d后,巷道断面再无变形,巷道围岩稳定。     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

中厚煤层切顶卸压沿空留巷参数设计与实践

为解决综采面间留设煤柱而导致的采掘接续紧张、资源回收率低、采空区易形成应力集中等问题,采用实验室实验、数值模拟和现场实践等方法,对寺河煤矿二号井97307工作面97214巷道进行了切顶卸压沿空留巷技术研究.基于实验给出了煤岩体的物理力学参数,然后通过数值模拟分析给出了切顶高度、切顶角度、炮孔间距和补强支护等主要参数,最...     

大阳煤矿3405工作面顺槽支护参数优化研究

3405工作面顶板强度较弱,巷道局部支护比较困难。经FLAC^3D模拟分析,对现场工作面支护参数进行优化,确定顺槽"锚网索"联合支护的方式。结果表明,支护塑性区在优化后的范围较原方案减少30%,顶板下沉量控制在1 mm/d以内,最终顶板最大下沉量控制在23 mm以内并长期稳定,顶板管控效果俱佳。     

黔西高瓦斯工作面沿空留巷“卸-支-护”技术研究

为解决黔西高瓦斯工作面沿空留巷效果不理想的问题,以新田煤矿1404工作面为工程背景,提出了沿空留巷“卸-支-护”技术及其具体内容。针对沿空留巷的不同参数进行数值模拟,综合分析得到了适用于1404工作面沿空留巷的最优参数。基于模拟得到的结果在该工作面进行工业性试验,并进行持续监测验证了“卸-支-护”技术应用效果良好。研究结果表明：(1)沿空留巷“卸-支-护”技术在三者共同作用下,有效的控制了巷道的变形,留巷效果良好；(2)通过确定合适的切顶角度和柔模袋宽度,根据顶板情况确定切顶钻孔深度可以有效改善切顶和留巷的效果；(3)现场观测结果显示,留巷的顶底板最大移近量414mm,两帮最大移近量211.4mm,巷道变形量可控,能够满足留巷后期的使用需求。表明通过沿空留巷“卸-支-护”技术能够有效切顶卸压,承载顶板变形,从而有效的控制沿空留巷的巷道变形,保障了留巷的正常使用,降低了后期维护的费用。     

运输顺槽过陷落柱施工方法探讨

凌志达煤矿15208工作面顺槽过陷落柱时,顶板较软、易碎裂、片帮掉块。经分析采用爆破施工方法直接过陷落柱,采用锚杆支护,对支护参数进行了计算分析。现场检测表明,锚杆支护效果较好,锚固区范围内的围岩离层、滑动等变形得到比较有效的控制。     

大采高液压支架结构优化设计及适应性分析

针对大采高工作面动载矿压显现、煤壁易片帮等问题,基于红柳林煤矿7.0 m大采高开采实践,建立了大采高工作面顶板岩层断裂的"悬臂梁+砌体梁"结构模型及支架与围岩的简化动力学模型,确定了7.0 m大采高液压支架合理工作阻力;对比分析了大采高液压支架架型、护帮结构对围岩的适应性,进行了大采高液压支架结构优化设计及适应性分析。研究结果表明:将大采高工作面"砌体梁"结构上方岩层作为动力学模型的边界条件,以支架立柱的抗冲击特性要求为理论判据,通过动力学仿真计算可得大采高支架的合理工作阻力。两柱掩护式大采高支架较四柱支撑掩护式支架具有支护强度大、四连杆稳定机构受力状态好、质量轻等优点;护帮板与伸缩梁分体结构的护帮力、合力作用位置及可靠性均优于护帮板与伸缩梁连体结构;设计采用抗冲击双伸缩立柱、高压升柱系统等,提高了大采高液压支架对围岩的适应性。     

12408工作面切顶卸压沿空留巷技术研究与应用

针对屯兰矿12408轨道巷支护困难、变形严重等问题,提出采用切顶卸压技术进行沿空留巷,在切顶后将12408轨道巷,划分为超前工作面100 m、留巷段和留巷段架后三段分别采取不同方式进行支护。对切顶卸压后50 d内,12408轨道巷道表面位移监测结果表明:巷道顶底板和两帮位移量最大值分别为111.89 mm和91.12 mm,能够满足下一工作面正常使用要求。     

东峰煤矿3201工作面切顶卸压护巷技术应用

为了解决东峰煤矿3201工作面轨道顺槽原支护方式不能满足安全回采需求,顺槽变形大、难支护等现状情况,基于切顶卸压原理提出了对3201轨道顺槽进行切顶卸压处理,采用理论分析和工程经验,确定了切顶卸压的具体参数:钻孔长度为18 m、钻孔直径为50 mm、钻孔间距为600 mm、钻孔倾角为75°、封孔长度为8 m;进一步优化了沿空留巷的支护参数:巷旁支护参数为巷旁支护宽度1200 mm,墙体向巷内迎山5°;超前支护范围为超前工作面临时支护范围不少于20 m;滞后支护范围为工作面后方250 m,采用单体支柱配合π型钢梁打一梁四柱抬棚;最终通过现场工作面试验,结果表明轨道顺槽变形量得到了有效控制,可以保证轨道顺槽的安全使用,为矿井带来更大的经济效益和安全效益。