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。     

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。     

近距离煤层采空区下巷道围岩松动圈分析及支护技术研究

为保证属于近距离煤层采空区下巷道的23305下工作面回风巷围岩的稳定,通过回风巷围岩松动圈测试对围岩松动圈的厚度进行分析,结合3#煤层底板破坏深度分析对回风巷的支护方案进行具体设计,并进行矿压监测。结果表明:支护方案实施后,巷道顶底板的最大移近量为42mm,两帮最大移近量为68mm,保障了巷道围岩的稳定。     

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。     

近距离下煤层迎采掘进巷道围岩失稳特征与支护设计

以象山煤矿近距离煤层开采过程中动压巷道为研究对象,采用理论分析、数值模拟和工程实践相结合的方法,对近距离下煤层迎采掘进巷道围岩失稳特征与支护设计进行探讨.研究结果表明:１２３０６工作面的超前动压对其采场底板２０m 范围内产生强烈扰动,破坏深度为１８ m,位于工作面后方５m;下部１２５０６工作面回风巷道极限平衡拱的高度为４．５９m,处于上煤层超前动压影响破坏范围内.通过数值模拟对比分析３种支护方案的控制效果,得出了超前动压影响下回风巷道围岩的最优支护方案.实施最优支护方案后,现场监测出 巷 道 停 掘 动 压 状 态 下 最 终 顶 底 板 移 近 量 为 ５１１mm,两帮移近量为４１５mm,有效控制了巷道围岩变形,解     

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。     

小峪煤矿采空区下巷道合理内错距及围岩控制技术研究

针对近距离煤层采空区下巷道变形严重难以维护的问题,以小峪煤矿8208回采工作面2208巷为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件分析了不同煤层间距及内错距离对巷道围岩稳定性的影响,得出2208巷与上位19^#煤层采空区煤柱的合理内错距离为30 m;并对采空区下巷道支护方案进行了详细设计。现场应用结果表明：掘进期间巷道顶底板最大移近量为100 mm,两帮最大移近量为260 mm,巷道整体稳定性较好。     

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。     

大南湖一矿“三软”煤层回采巷道围岩破坏规律研究

为掌握"三软"煤层回采巷道在工作面回采过程中的破坏规律,采用巷道表面位移监测、松动圈测试技术和钻孔窥视技术,分析了巷道围岩破坏的表面位移特征,以及巷道破坏的松动圈范围及围岩深部破坏特征。分析结果表明,采动影响下1305回采工作面回风巷巷道破坏呈整体破坏型,巷道顶底板移近量在500～1000mm之间;两帮移近量在0～400mm范围内;巷道顶板及两帮松动圈范围在2600mm以内;在1.5～2.4m范围内顶板存在离层,在4～10m范围内,孔壁相对光滑完整。分析结果为矿井回采巷道支护参数的优化提供了一定的依据。     

近距离煤层采动对相邻巷道围岩应力及变形影响研究

依据济三矿183上煤层和183下煤层赋存特点,结合183上06工作面、183上07工作面以及183下05工作面回采巷道的生产技术条件,采用理论分析和FLAC3D数值模拟的方法,对济三矿近距离上煤层采动对下煤层相邻巷道围岩应力及变形进行了分析研究。结果表明,受上部煤层工作面开采影响,下部煤层工作面前方产生超前支承压力,超前支承压力和侧向支承压力产生应力叠加,通过煤层底板传播到下煤层,导致下煤层回采巷道顶板最大下沉量和底鼓量增大。在水平方向上,由于水平应力较大,会对巷道产生挤压,从而使巷道两帮产生明显位移。     

浅埋高强度采动巷道围岩松动圈演化规律研究

为研究浅埋采动巷道围岩松动圈演化规律,保证煤矿地下水库的安全运行,以补连塔煤矿典型浅埋高强度综采面为工程背景,综合运用理论分析、数值模拟、现场实测等方法对采动影响下的矩形巷道受力变形特征进行了分析。研究表明:浅埋高强度采动巷道松动圈主要集中在两帮呈"凸"型发育,受采空区残余支承压力影响程度大于工作面超前支承压力,巷道煤柱侧松动范围较工作面侧严重;巷道在二次采动阶段受一次采动和回采稳定的叠加影响破坏最严重,为保证遗留煤柱长期稳定性提出了锚网喷联合支护方法。研究成果为煤矿地下水库安全运行及类似条件下巷道围岩控制提供了科学依据。     

近距离煤层不规则遗留煤柱下回采巷道围岩稳定性研究

针对近距离煤层不规则遗留煤柱下回采巷道稳定性差、支护困难等问题,以内蒙古某矿20314辅运巷为工程背景进行研究。根据近距离煤层实际开采条件,采用FLAC~(3D)软件模拟研究了上下煤层工作面回采后不规则煤柱下巷道垂直应力变化规律。研究表明:近距离上下煤层工作面回采后,在采空区之间遗留形成的三角型边角岩层区域出现垂直应力集中现象;遗留煤柱下的巷道受到本煤层工作面侧向支承压力与上部残留煤柱支承压力的双重影响,垂直应力大于巷道两帮煤体抗压峰值强度,则巷道出现破坏。     

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。     

近距离跨采巷道支承压力的研究

近距离跨采巷道的变形,主要取决于跨采工作面移动支承压力作用于巷道围岩上的量值,该量值的大小又取决于超前移动支承压力在煤层底板中的传播规律。历时10个月,对近万个实测数据进行整理分析,找出规律,并对巷道进行了维护。     

近距离跨采巷道支承压力研究

近距离跨采巷道的变形 ,主要取决于跨采工作面移动支承压力作用于巷道围岩上的量值 ,该量值的大小又取决于超前移动支承压力在煤层底板中的传播规律。历时 10个月 ,对近万个实测数据进行整理分析 ,找出了规律 ,并对巷道进行了维护     

大采高工作面初采期间巷道围岩变形特征

针对大采高工作面初采期间矿压显现剧烈的特点,以安徽省某矿1282(3)工作面为研究对象,采用数值模拟软件FLAC~(3D)对大采高工作面初采期间两巷围岩变形特征进行模拟计算,并且同时在1282(3)工作面运输巷和回风巷中布置测站,对工作面初采期间的巷道围岩移近量和移近速度进行现场实测。研究结果表明:大采高工作面1282(3)初采期间超前支承压力影响区域为工作面前方60 m左右,运输巷的围岩移近量与移近速度大于回风巷的围岩移近量与移近速度。     

近距离煤层孤岛工作面两侧煤柱留设宽度探讨

瑞龙煤矿近距离煤层下组工作面回采巷道围岩变形量较大。以该矿150108孤岛工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟等方法对工作面两侧的煤柱留设宽度进行了探讨;最终确定150108轨道顺槽与150107采空区煤柱宽度为25 m,150108胶带顺槽与150109工作面采空区煤柱宽度为20 m。通过现场应用并对两顺槽巷道进行矿压监测表明,巷道围岩稳定,顶底板移近量最大为95 mm,两帮移近量最大为132 mm,围岩变形较小,留设的煤柱宽度能够满足现场要求。     

特厚煤层大采高工作面支承压力分布规律研究

随着厚煤层一次采全高高度的增加,工作面超前支承压力特征势必与普通工作面不同。尤其对于特厚煤层而言,超前应力影响范围、围岩破碎程度等会表现出不同的特征。文章以山西某矿特厚煤层12302工作面为背景,通过现场监测得出,超前支承应力影响范围为45 m左右,在超前工作面20 m附近达到峰值,围岩移近量及破坏程度远大于普通采高工作面;通过钻孔窥视得出特厚煤层大采高工作面回采巷道超前工作面20 m范围内靠近工作面侧顶板较为破碎,靠近煤柱侧及中央破碎位置主要位于巷道留设的顶煤中。该研究结果对特厚煤层大采高工作面巷道支护及顶板管理提供科学的指导。     

近距离煤层采空区下巷道围岩控制技术研究

针对近距离煤层采空区下工作面安全回采的难题,以寺河煤矿二号井94316综采工作面为工程背景,通过理论分析及数值模拟相结合的方法,对94316工作面回采巷道的布置方式及支护方案进行了研究。结果表明：当94316回采巷道与上部残留煤柱边缘水平距离为9.0 m时,可使巷道避开上方煤柱的高应力影响区;并根据采空区底板应力分布情况及工作面赋存条件设计了回采巷道的支护方案,在实际应用中,94316工作面回采期间巷道顶底板的移近量最大为225 mm,两帮的移近量最大为158 mm,围岩控制效果良好。     

特厚煤层小煤柱临空巷道矿压显现及控制技术研究

结合同忻矿石炭系煤层8305小煤柱工作面工程概况,针对其留设6 m的小煤柱临空巷道在掘进待采期间和工作面回采期间出现的矿压显现特征进行研究,理论分析认为5305临空巷道受采空区侧向扰动、工作面超前支承压力以及采空区未垮落充分的三角悬板滑落和变形失稳的影响是造成矿压显现的原因;并通过在现场应用水压致裂技术、制定卸压方案,辅助加强超前补强支护,巷道顶底板移近量由之前的0.8～2 m缩短到目前的0.5～0.8 m,巷道两帮的移近量由之前的2～3.2 m缩短到目前的1～1.5 m,矿压显现得到有效控制,进而保证了临空巷出口畅通,实现了工作面安全高效开采。