二次扰动下大变形煤巷复合支护技术优化研究

为有效治理王坡煤矿生产过程中工作面巷道变形带来的安全隐患,选取王坡煤矿3209工作面回风巷为研究对象,采用现场调研、理论分析和现场监测相结合的方法对巷道支护技术方案进行优化研究,分析了3209工作面回风巷矿压显现剧烈、围岩变形大的诱因,提出高压注浆配合强力锚索支护的复合支护技术方案,通过现场应用对支护效果进行检验。结果表明:优化支护巷道围岩整体完整,破碎离层区较小;优化支护巷道两帮相对移近最大值为54mm,优化支护顶板最大离层量为19mm,优化后的围岩变形与顶板下沉距离较小,有效控制巷道变形,优化支护技术方案护巷效果显著。     

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。     

余吾煤业N1105工作面沿空留巷支护应用研究

为解决余吾煤业N1105工作面胶带顺槽沿空留巷围岩变形严重的问题,特提出在此巷道进行沿空留巷加强支护,超前在巷道原有支护的基础上铺设两层菱形金属网和一层钢筋网片、补打锚索补强支护,运用柔模混凝土墙体在巷道回采侧进行永久加强支护,对巷道超前30 m、滞后200 m范围内进行临时加强支护。实践表明,沿空留巷支护能有效解决围岩变形严重问题,尤其是对顶板下沉有很好的支护效果,全巷道顶板基本无明显变化,个别地段顶板稍有下沉。矿压监测显示,留巷顶板最大下沉量为235 mm,底鼓最大值为1 080 mm,帮鼓最大值为432 mm,除底鼓变化量较大以外,顶板下沉和帮鼓得到有效控制。     

协同锚固技术在“倒梯形”断面煤巷支护中的应用

针对新桥煤矿2502综采工作面巷道“倒梯形”断面不对称造成的巷顶围岩变形破碎异常,为采取合理支护方案,根据工作面赋存特征及围岩力学性质,通过理论及FLAC数值模拟分析巷道围岩应力分布特征,提出巷道支护方案:顶板采用“锚网带+锚索梁”、两帮采用“锚网带”的协同锚固支护方式。经成巷后断面收敛及顶板离层观测,巷顶下沉量稳定在79 mm左右,离层量稳定在19 mm,表明巷道围岩得到有效控制。     

孤岛工作面护巷煤柱宽度及支护技术研究

针对潞宁煤业21109孤岛工作面运输巷受未稳定采空区影响及围岩破碎条件,采用理论计算和数值模拟分析,研究了不同煤柱尺寸下围岩变形和受力变化规律,确定22109运输巷采用10m煤柱较合理;分析了该类巷道支护对策,提出采用高预应力锚杆锚索组合支护系统,进行该类巷道支护。井下实践表明,设计支护方案能有效控制围岩变形,回采期间两帮最大移近量为269mm,浅部离层量为45mm,深部几乎没有离层,无底鼓,巷道整体稳定。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

西曲矿12315运输巷矿压显现特征及支护技术

西曲矿12315运输巷成巷后围岩变形破坏严重,通过现场勘查和矿压监测研究表明,临近工作面采动影响下,顶板严重下沉,底板遇水膨胀底鼓严重,采用“强顶强底”的支护理念,增加顶板锚索数量提高顶板的支护强度,采取底板隔水措施抑制底鼓。现场应用后矿压监测结果表明,采动影响下巷道顶板离层量很小,底板底鼓量最大为208 mm,顶板下沉量小于60 mm,两帮总相对移近量小于73 mm,巷道变形量能够满足工作面回采期间的正常使用。     

中厚煤层柔模混凝土沿空留巷矿压规律与围岩控制技术

为提高煤炭资源回收率,延长矿井服务年限,降低回采巷道掘进率,城郊煤矿在21404工作面轨道巷实施柔模混凝土沿空留巷技术,对中厚煤层快速推进情况下沿空巷道的围岩应力分布、变形规律及围岩控制等进行研究。研究结果表明:中厚煤层采用柔模混凝土技术沿空留巷,滞后工作面45m范围为应力集中区,顶板变形剧烈;滞后工作面约25m处应力达到最大值,顶板沉降速度最快;滞后工作面80m以外,顶板沉降趋于稳定。通过对留巷顶板及煤柱帮采取补强支护措施、巷内采取临时支护措施,提高巷道顶板整体强度,可控制上覆岩层离层、减少顶板下沉量。     

深井孤岛煤柱工作面沿空留巷支护技术研究

以车集煤矿深井孤岛煤柱工作面为工程背景，探究深井高应力孤岛煤柱工作面沿空留巷充填体—围岩变形机理；构建沿空留巷围岩力学结构模型，计算出沿空留巷支护所需充填体的宽度及强度，并通过FLAC^3D软件模拟、现场监测验证了充填体宽度和强度的合理性。研究结果表明：孤岛煤柱工作面沿空留巷采用高水充填材料巷旁充填技术，以充填袋成形方式进行充填，可使充填体有效接顶；采用“锚杆锚索联合支护+巷旁充填体”方式进行煤柱中巷支护时，合理的充填体宽度为4.0 m,应力达到8.0 MPa时巷道变形趋于稳定。现场监测结果表明：23下工作面开采30 d内，煤柱中巷最大顶板下沉量不超过50 mm,充填体帮部变形不超过40 mm;回采结束后30 d内，顶板下沉量不超过20 mm,充填体帮部变形量最大为348 mm,煤帮变形量较小，最大处为150 mm,沿空留巷效果良好。     

坚硬顶板大采高工作面切顶卸压无煤柱自成巷矿压显现特征分析

为掌握厚层坚硬顶板大采高工作面切顶卸压无煤柱自成巷矿压显现特征，以吉宁煤矿2109工作面为工程背景，通过对留巷过程中工作面支架压力、巷道围岩变形量、恒阻大变形锚索受力、顶板离层变化分析，表明切顶爆破能够切断采空区顶板对巷道顶板的应力传递，使留巷侧顶板处于明显的卸压状态，并给出工作面自成巷受采动影响范围和影响程度，为设计提供依据，供相似条件参考。     

孤岛工作面顶板高抽巷围岩破坏特征的数值模拟

以刘庄煤矿171302孤岛面顶板高抽巷为研究对象,在总结现场巷道破坏特征的基础上,分析了巷道围岩稳定性的3个关键影响因素。基于数值模拟,对比了孤岛工作面和侧方位实体煤工作面时顶板高抽巷围岩应力及变形特征,结果表明:孤岛面顶板高抽巷极易向采空侧倾斜下沉,围岩呈非对称性大变形,两帮最大垂直应力集中程度、位置分别扩大了73.2%和1倍,顶底板最大水平应力集中程度分别减小14.5%和54.8%。     

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。     

大埋深、高地应力条件下回采工作面两巷矿压显现规律研究

为有效控制巷道围岩变形,通过在回采工作面两巷布置顶板离层、锚杆拉力、围岩应力在线观矿压测点,进行巷道矿压实时观测、数据分析、措施验证,从而得出了深埋深、高地应力条件下回采工作面回采对两巷矿压超前显现的规律,有针对性采取改善巷道支护措施。     

综放工作面沿空留巷合理巷道参数的数值模拟

为有效降低巷道掘进工程量、提高煤炭资源回收率,文章以南阳煤矿3206综放工作面进风巷沿空留巷工程为背景,通过数值模拟、现场实测的方法,分析了不同留巷宽度、巷旁支护宽度条件下巷道围岩的变形特征,确定了综放沿空留巷的合理巷道参数,主要得到如下结论：1）巷道顶板、底板整体呈现中部垂直变形大、两端垂直变形小的非对称变形特征,且巷旁充填帮侧的顶板垂直变形明显大于实体煤帮的顶板垂直变形;2）巷道巷旁支护帮与实体煤帮整体呈现上部水平变形大、下部水平变形小的变形特征,即巷道顶板侧巷道帮部的水平变形明显大于巷道底板侧巷道帮部的水平变形;3）当留巷宽度为3600mm、巷旁支护宽度为1400mm时,巷道最大顶板下沉量、底板鼓起量、巷旁支护帮变形量和实体煤帮变形量分别为117.76mm、-0.94mm、53.24mm和38.37mm,均最小;4)3206综放沿空留巷的合理留巷宽度为3600mm,合理巷旁支护宽度为1400mm,经现场实践表明,巷道围岩变形小,留巷效果良好。     

高预应力复合主动支护在孤岛工作面顺槽中的应用

孤岛工作面处于应力叠加区域,顺槽支护强度要求比较高,如果支护强度不达标,便会出现顶板失稳,支护失效,影响工作面安全回采。以黄陵矿业一号煤矿625孤岛工作面为例,通过理论分析、数值计算、现场观测等方法,采用高预应力复合主动支护方式,有效控制孤岛工作面顺槽围岩变形破坏、顶板离层、顶板下沉量和巷帮收敛量。     

坚硬顶板巷内切顶留巷与密闭技术的研究与应用

针对坚硬顶板沿空留巷顶板难以及时切落、巷道围岩难以控制的问题,采用数值模拟、现场试验相结合的方法,分析了巷内小结构围岩变形破坏机理及控制方式,提出了"时空协调组合支护"的留巷支护理念,研发了巷内组合滑移桁架切顶系统和柔性阻燃垫层密闭布帘,能够顺利切断采空区直接顶和下位老顶,实现采空区的良好密闭。井下工业性试验表明,巷道变形以底鼓为主,底鼓量150 mm,两帮移近量为120 mm,顶板基本没有离层。     

长综放工作面沿空留巷变形规律及控制技术研究

为研究长综放工作面回采时的巷道围岩变形规律,针对长综放工作面沿空留巷超前压力大、变形破坏明显等问题,采用理论分析、数值模拟及工业性实验的方法,对长综放工作面沿空留巷破坏特征与围岩应力分布进行分析,得出巷道应力分布以及变形规律,并对现有的支护方案进行优化.通过分析古城煤矿综放工作面沿空留巷围岩变形以及应力转移情况,提出顶板超前"一梁三柱"支护并补打顶锚索、煤帮补打短锚索的补强方案.应用结果表明,采用该方案后,巷道底鼓变形最大值为200 mm,煤帮鼓出量约为80mm,整体支护效果良好.     

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。     

极近距离煤层综采工作面快速回撤技术研究及应用

针对综采工作面末采回撤前工作面运输巷与回撤通道交叉位置发生了顶板下沉、巷道底鼓等现象,极易引发综采贯通顶板冒落掩埋支架的问题,设计对工作面运输巷底鼓段起底,采用双梁工字钢焊接作为顶梁配合单体架棚支护以及巷道帮部采用"锚索+钢带"的支护方案,并对顶板破碎区域注射马丽散。结果表明:通过采取对工作面应力集中巷道架棚、注射马丽散及锚索钢带支护,该段巷道顶板下沉最大值为142mm,两帮向中心鼓出最大值为96mm,底鼓量最大值为113mm,巷道变形不影响综采工作面贯通,有力保障了工作面设备快速安全的回撤。     

屯兰煤矿厚煤层沿空留巷充填体上方顶板稳定性控制研究

充填体上方顶板的稳定性是影响沿空留巷效果的关键因素,针对屯兰矿22301大采高工作面留巷顶板离层的控制难题,通过分析留巷期间各阶段顶板受力特征和顶板离层机理,建立充填体上方顶板离层力学模型,提出了厚煤层沿空留巷充填体上方直接顶板的分区动态加固控制技术:"锚网索"+"高预应力锚网索"+"高阻力液压支柱"留巷分阶段支护。现场试验结果表明:顶板最大下沉量为140 mm,底鼓量为660 mm;工作面后方150 m外,0~6 m累计离层量为16 mm、0~2.5 m累计离层量为14 mm;围岩变形以底鼓为主,采用分区域动态支护加固顶板控制技术使顶板整体稳定性得到明显提升。