动压影响孤岛工作面巷道围岩“卸-支平衡”协同控制技术

煤矿深部工作面回采过程中,经常受到强开采动压作用影响,矿压显现强烈,巷道围岩变形破坏程度大,尤其对于孤岛工作面,动压影响更加显著,围岩控制难度成倍增加。为了解决深部孤岛工作面强动压影响回采巷道围岩控制问题,以2308工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场验证等方法,首先对巷道围岩结构模型进行分析,确定影响工作面围岩稳定的主要因素;进一步对煤柱宽度和钻孔卸压2种方案进行研究,并根据巷道围岩的实际变形情况,确定巷道围岩的非对称支护参数,实现受强动压影响回采巷道的“卸-支平衡”协同控制方案。经过现场实践验证,2308工作面巷道顶底板移近量为260 mm,两帮移近量为471 mm,巷道围岩的整体性得到增强,变形得到有效控制;采用“卸-支平衡”方案对受动压影响巷道围岩的控制效果显著。     

综采工作面回采巷道围岩变形规律研究

结合潘谢矿区谢桥矿综采工作面具体条件,采用现场实测的方法,对综采工作面回采巷道围岩变形规律进行了研究,得出了综采工作面动压巷道围岩变形规律.研究表明,受采动影响的范围为工作面煤壁前方40～55m处,此范围内的回采巷道围岩顶底板移近量和两帮移近量比较明显,两帮变形较大.     

回采动压影响下软岩巷道变形规律数值模拟研究

为正确指导首山一矿己_15-1712110工作面机巷受回采动压影响下的经济安全支护,利用3DEC离散元数值模拟软件,对工作面机巷在掘进以及回采过程中受到动压影响下的巷道围岩受力以及塑性区分布进行了数值模拟计算,并分析了巷道围岩变形破坏规律。研究结果表明,在巷道挖掘后,巷道围岩的受力状态发生改变,巷道两帮逐步形成应力集中,巷道围岩出现损伤。巷道开始回采后,动压影响开始显现,围岩的变形量和变形速率明显加快,且随工作面回采呈加速趋势。     

邻空动压影响巷道支护技术研究

为解决霍州煤电集团干河煤矿受邻空动压影响巷道掘进速度慢、支护成本高、巷道掘进及回采期间返修次数多,严重制约矿井采掘衔接和企业效益的技术难题,通过对矿井掘进巷道进行现场调研、理论分析、数值模拟和矿压监测,研究了邻空动压巷道围岩应力分布及变形破坏机理,提出了高预应力锚网索联合支护技术。监测数据表明:邻空动压影响巷道采用高预应力锚网索联合支护技术掘进期间,两帮最大移近量为120 mm,回采期间两帮最大移近量为185 mm,满足了巷道掘进、回采期间的正常使用。高预应力锚网索联合支护技术提高了巷道支护结构的整体性,避免了邻空动压影响巷道掘进、回采期间的返修,该项技术已在全矿井下推广应用。     

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     

破碎顶板回采巷道围岩控制技术研究

为确定工作面合理的支护体系,在围岩力学参数测试及数值模拟的基础上,确定巷道锚杆支护的间排距为1.2m,通过进行矿压观测:回采期间巷道两帮最大移近量为38mm,顶底板最大移近量为19mm,巷道锚杆预紧力都在40kN左右,受巷道掘进动压影响后锚杆受力逐渐增大,表明:支护体系有效控制了围岩的稳定,起到了预期的支护效果。     

破碎顶板动压巷道锚注支护技术的应用与研究

为解决首旺煤业综采工作面回采巷道顶板破碎、围岩变形量较大的问题,基于弹塑性力学及锚注支护机理,采用理论分析和数值计算相结合的方法,对工作面顺槽塑性变形范围、顺槽围岩应力场分布、顺槽围岩位移场特征进行分析。结合工作面推进动压施加在回采巷道的采动影响分析,应用锚注支护技术后的巷道顶底板移近量和两帮移近量明显降低,巷道完整稳定;锚注支护技术对动压巷道破碎围岩改性,提高了承载能力和完整性,能实现对其围岩大变形的控制。     

强烈动压影响下锚网支护巷道矿压显现规律研究

为掌握强烈动压影响条件下回采巷道的矿压显现规律,以平朔井工一矿受回采动压影响全煤巷道为研究对象,采用数值模拟、锚杆无损检测、巷道围岩变形观测等方法,分析了动压巷道围岩所处应力环境和应力分布规律,评价了工作面受采动影响巷道全长范围内锚杆受力情况,确定了巷道应力集中区域范围及影响因素,总结了强烈动压锚网支护巷道围岩变形规律。结果表明:中粗砂岩顶板稳定性较好,降低了巷道所在层位应力集中程度,巷道围岩受断层和陷落柱等地质构造影响,约30%的区域锚杆受力大于60 k N,区域内巷道矿压显现较为强烈,工作面回采动压超前影响范围为60 m,动压巷道受影响总长度可达180 m,巷道地质构造等软弱地段在采动影响范围外应适当加强支护,加快工作面推进速度。     

强烈动压影响下的沿空留巷巷道加固技术

为解决强烈动压影响下沿空留巷巷道加固的技术难题,针对新庄孜煤矿66110工作面运输巷受自身工作面及下方仅10 m距离的66109工作面的采动影响及需要沿空留巷的情况,采用理论分析与现场实践的方法分析其破坏特点及影响因素,结合高预应力强力一次支护理论与最新研制的高强度支护材料,提出了巷道的加固方案,确立了合理的支护参数,并成功应用。研究结果表明:采用强力锚杆锚索联合支护系统后,66110运输巷在受到2个工作面采动影响的情况下,工作面前方巷道两帮移近量为210 mm,顶底板移近量为242 mm,分别比原支护巷道降低80%和69%,工作面后方留巷段两帮移近量为406 mm,顶底板移近量为340 mm,巷道变形得到了有效控制。     

深井冲击地压回采巷道围岩变形破坏规律研究

为了掌握深埋坚硬特厚煤层冲击地压作用下的巷道围岩变形规律,为深部矿井深化冲击地压防治提供依据,采用理论分析、FLAC3D数值模拟及现场试验等综合手段,研究了胡家河煤矿回采期间受冲击地压影响的402102工作面回风巷围岩冲击变形破坏机制及破坏规律。研究结果表明：深部条件下回采扰动达到一定程度后,巷道围岩变形会急剧增长,距离工作面越近,变形变化趋势越大,顶板围岩受超前支护影响变形趋于平缓,最大围岩位移量达180mm|在距离工作面前方45～55m范围内,巷道围岩受采动影响剧烈,围岩变形明显,主要表现为顶板及煤柱侧围岩变形,且顶板围岩塑性区破坏深度达3m以上。     

深井冲击地压回采巷道围岩变形破坏规律研究

为了掌握深埋坚硬特厚煤层冲击地压作用下的巷道围岩变形规律,为深部矿井深化冲击地压防治提供依据,采用理论分析、FLAC3D数值模拟及现场试验等综合手段,研究了胡家河煤矿回采期间受冲击地压影响的402102工作面回风巷围岩冲击变形破坏机制及破坏规律。研究结果表明：深部条件下回采扰动达到一定程度后,巷道围岩变形会急剧增长,距离工作面越近,变形变化趋势越大,顶板围岩受超前支护影响变形趋于平缓,最大围岩位移量达180mm|在距离工作面前方45～55m范围内,巷道围岩受采动影响剧烈,围岩变形明显,主要表现为顶板及煤柱侧围岩变形,且顶板围岩塑性区破坏深度达3m以上。     

二次动压巷道变形机理与控制技术研究

为有效解决五阳煤矿瓦斯抽采巷受开挖及采动影响变形较大的难题,现场分析了3#煤层裂隙发育特征及围岩物理性质,同时采用UDEC4.0软件模拟研究了该动压巷道变形机理及破坏特征,并对巷道顶底板变形率、两帮变形率及断面闭合率进行了系统性统计,最终确定底鼓是引起巷道破坏变形的最主要原因。在原有支护的基础上,优化了支护参数,提出了采用两帮加固+底板高预应力管缝式让压锚杆补强的巷道支护形式,并对支护效果进行了数值分析。现场试验结果表明：在采用该优化方案后,巷道顶板及两帮移近量分别降低了58.5%和60.7%,巷道底板最大相对移近量为198 mm,是加固前的34.2%,有效控制了该动压巷道受二次动压影响下围岩的破坏变形,为矿山高瓦斯治理及安全高效回采奠定了基础。     

大采高巷道围岩数值模拟分析与合理支护研究

为使谢桥煤矿1232(3)工作面回风巷道围岩得到合理的支护,利用数值模拟方法研究该巷道在受二次采动影响时围岩的应力分布和移动变形规律。研究结果表明,支护体系应具有一定的可缩性并与围岩形成一个整体以适应巷道围岩的变形。巷道支护采用锚杆+锚索+金属网+钢带+喷射混凝土联合支护方式,监测结果表明,巷道两帮最大移近量350 mm,顶底板最大移近量560 mm,满足工作面的安全回采要求。     

大倾角分叉煤层下分层回采巷道合理布置方式研究

工作面回采巷道的布置方式对巷道矿压现象、变形特性及稳定性影响显著,尤其是在受分叉煤层上分层开采的影响下,下分层工作面回采巷道布置方式变为亟需解决的技术难题。采用数值模拟的方法研究了分叉煤层下分层回采巷道的合理布置方式,分析了5种回采巷道布置的应力分布、围岩变形特征。研究表明:上分层采动引起的煤岩体应力重新分布呈现非均匀分布,上部巷道所受应力集中程度明显大于下部巷道;随着下分层回采巷道由外向内布置,巷道受应力集中影响与变形破坏程度先增大后减小,由外错8m到内错8m,巷道应力集中系数减小82.3%,顶、底板移近量减小90.4%,塑性区发育高度减小74.7%,合理的下分层回采巷道应布置于内错8m与内错16m之间。现场实测证实,回采巷道布置于内错11m时,巷道顶、底板移近量144mm,两帮移近量249mm,可满足工作面安全生产的要求。     

动压巷道围岩控制数值模拟

针对巷道受上方回采工作面影响的问题,采用数值模拟的方法,研究了在上方工作面回采过程中产生的超前(侧向)支承压力作用下,锚网索喷+U型钢支护巷道围岩的受力和变形情况。现场工程应用结果表明,受采动影响巷道两帮和顶底板的最大移近量分别为138 mm和105mm,该支护方式可以提高围岩的自承能力,控制巷道变形。     

坚硬顶板条件下强烈动压巷道变形分析及控制研究

分析了掘进和回采初期变形破坏特征,探讨了围岩大变形机理,分析认为回采过程发生强烈变形主要是强烈耦合动压影响下支护强度和刚度不足造成的,提出了控制围岩总体变形、强化深部支护和顶板卸压处理的对策,设计了剩余回采段巷道变形控制方案,在工作面回采后期应用并取得了较好效果,两帮移近量降低了44.5%,顶板下沉量降低了56%,有效地保证了工作面剩余段的顺利回采。     

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。     

香源矿回采巷道超前支护技术应用

为解决香源矿回采巷道工作面采动影响下超前巷道支护困难的问题,根据香源矿20104工作面运输顺槽实际地质条件,利用悬吊理论,对巷道现有支护方案进行校验,基本可以保证回采巷道的稳定。利用FLAC3D数值模拟软件对工作面采动影响下巷道围岩破坏情况进行模拟分析,结果表明,工作面前方25 m范围内,巷道围岩破坏严重,提出"一梁三柱"加强支护方案,并在距离巷道切眼50 m处监测巷道围岩的变形情况,随着工作面与测站的距离不断减小,巷道围岩变形量随之增大,但都在许可范围内,支护效果良好,为工作面安全生产提供保障。     

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。