近距煤层群底板大巷掘前卸压开采技术研究

为合理设计钱家营矿近距煤层群底板岩石大巷层位和施工顺序,减缓动压影响,采用理论分析、数值模拟等手段对大巷合理布置位置、减压开采工作面尺寸及减压开采效果技术论证与对比研究。结果表明:底板大巷应在上方采面回采结束底板稳定后掘进,采面斜长至少为两倍的支承压力影响范围,巷道应布置在采面底板破裂影响范围外;钱家营矿采用180m的9煤层卸压工作面开采,回风巷布置在12-1煤层底板岩层中,巷道两帮围岩应力降低明显,顶底板移近量为389mm,两帮移近量为324mm,减压开采效果良好,有利于巷道的长期维护和运营使用。     

深部煤层底板抽采巷道空间位置关系及围岩稳定性研究

针对平煤股份十矿深部煤层底板瓦斯治理巷道围岩稳定性差的难题,以己_15-16-33190工作面底板巷道为工程背景,基于煤层底板破坏力学模型计算出采动影响对底板岩层扰动破坏影响深度,并确定底板巷道布置的层位;建立底板巷内错、外错3 m和垂直布置3种离散元计算模型。分析可知:内错布置底板巷道周围垂直和水平应力显现均不明显,有利于保持巷道围岩的稳定性;根据现场工程条件底板巷分别采用梯形、拱形2种断面,有利于保持巷道围岩的稳定性。通过分析监测数据可知:在煤层巷道掘进期间,底板巷道顶板下沉量控制在200 mm以内,两帮移近量控制在110 mm以内,回采期间顶板下沉量控制在400 mm以内,两帮移近量控制在210 mm以内,底板巷道围岩变形量得到了有效的控制。     

1109工作面运输顺槽支护设计优化实践

针对潞安集团司马煤业公司1109工作面运输顺槽围岩的工程地质情况,对支护不利条件进行分析,优化了支护方式和支护参数。在巷道内布置2个测点,监测16 d后顶底板和两帮移近量开始趋于稳定,巷道围岩两帮移近量稳定在230 mm,顶底板移近量稳定在185 mm,支护效果良好。     

近距离煤层群下煤层回采巷道强顶稳帮支护技术

为解决近距离煤层群开采动压影响回采巷道围岩控制的问题,针对某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面回风巷的地质条件和巷道变形破坏特征,分析了巷道失稳破坏的主要原因及其加固机理,提出了以顶板高支护强度、帮部高稳定性为核心的加固技术。结果表明:40107工作面回风巷顶底板累计移近量控制在202 mm左右,两帮累计移近量控制在46 mm左右,保证了巷道的正常使用。     

近距离煤层群开采动压影响回采巷道强帮固顶加固技术

为研究近距离煤层群开采动压影响回采巷道加固技术,基于某煤矿处在近距离煤层群上煤层采动影响下的40107工作面灌浆巷的地质条件和巷道变形破坏特征,采用理论分析和数值模拟手段,分析了动压对巷道围岩稳定性的影响,提出了针对性的强帮固顶加固技术方案。工程实践结果表明:40107工作面灌浆巷顶底板累计移近量控制在135mm左右,两帮累计移近量控制在182mm左右,保证了巷道的正常使用要求。     

大断面巷道联合支护围岩稳定性分析

以晋圣亿欣煤业XV1206工作面辅运巷大断面巷道支护设计为背景,通过运用数值模拟和现场实测相结合的方法,对“锚杆+锚索+钢带”联合支护下巷道围岩移近量及破坏情况进行了分析。数值模拟结果表明,当工作面推进80 m后,顶底板围岩移近量稳定在177 mm左右,两帮移近量稳定在129 mm左右;底板破坏严重,与其岩性密切相关,现场应做好水的管控。现场实测顶底板移近量稳定在148.8 mm左右,两帮移近量稳定在134.5 mm左右,与数值模拟结果相近。充分说明“锚杆+锚索+钢带”的联合支护设计对保证XV1206工作面辅运巷围岩稳定性效果显著。     

三交河矿2-511工作面回风巷支护设计及钻孔卸压技术研究

为保障三交河煤矿2-511工作面回采过程中高应力煤层巷道围岩的稳定,通过对回风巷地质情况的分析,决定采用锚杆索+钻孔卸压支护技术,结合钻孔卸压支护原理对回风巷支护参数、钻孔卸压方案进行了设计,并对支护后的巷道进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为170 mm,两帮最大移近量为120 mm,保证了巷道围岩的稳定。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

同煤集团煤峪口矿14号煤层为近距离煤层开采,由于上层工作面采动对底板岩层的破坏导致14号煤层回采巷道支护困难,通过理论分析、矿压监测及理论计算等方法研究表明:11-12号合并煤层8710工作面回采对底板岩层损伤破坏的深度为26.5 m。根据81012运输巷围岩的特点提出强帮减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式,现场应用后围岩位移监测结果表明:81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm;工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm;巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。     

预裂切顶卸压技术在王庄煤矿6212工作面的应用

王庄煤矿6212工作面与6208工作面相邻,两工作面之间留设5 m保护小煤柱,6208工作面回风巷受6212工作面采动影响,顶、底板最大移近量约1 502 mm,两帮最大移近量约2 087 mm,巷道变形收缩严重。通过对6212工作面回风巷进行预裂切顶卸压,6208工作面回风巷顶、底板平均移近量减小了53.92%,两帮平均移近量减小了56.97%。实践证明:采用预裂切顶卸压技术可以有效控制6208工作面回风巷围岩的变形,保证巷道稳定,减小工程维修量。     

极近距离煤层采空区下回采巷道位置及围岩控制研究

为解决准南煤矿极近距离煤层采空区下1501工作面安全回采问题,运用理论计算、数值模拟及现场实测等手段,研究了1501工作面巷道位置及支护方式。结果表明：为有效避开上部采空区残留煤柱影响,1501回采巷道与上部残留煤柱的合理水平错距应为9m|针对极近距离煤层采空区底板应力分布规律、岩层厚度和力学性质等,提出了巷道支护对策及支护方案;1501工作面回采过程,巷道顶底板相对移近量最大为222.5mm,两帮相对移近量最大为151mm,巷道未出现棚腿压折、冒顶、片帮现象,工作面实现了安全回采。     

特厚煤层小煤柱加固及双柔模墙留巷支护设计研究

为了解决特厚煤层分层开采底分层沿空留巷瓦斯超限问题,采用柔模混凝土沿空留巷技术,在白芨沟煤矿0102402工作面进行了特厚煤层分层开采沿空留巷应用,重点研究了巷道副帮小煤柱加固方案、特厚煤层分层开采双柔模墙沿空留巷设计方案。应用结果表明：在厚煤层底分层工作面实施双柔模墙开采技术后,现场留巷巷道顶底板形变量减小,巷道采空区侧顶板维护较好,顶板钢梁形变量小,整体留巷效果好,留巷巷道解决了下区段4个分层回采瓦斯超限问题,提高了煤炭采出率,对厚煤层及特厚煤层分层开采沿空留巷技术有良好的经济效益和应用前景。     

近距离煤层蹬空开采围岩应力及裂隙演化规律

针对蹬空状态下煤层底板岩层完整性与承载力影响制约工作面安全高效开采的问题.以草垛沟矿8201综采工作面为研究背景,通过对8-2煤层下伏11煤巷柱式采空区顶板岩层结构与受载进行分析,建立基于弹性地基假定的顶板-煤柱系统力学模型,推导并解析了顶板岩梁弯曲下沉挠度函数;将工作面底板视为半无限平面体,建立工作面走向不同区段静载...     

深井三软煤层复合顶板下的沿空留巷

顾桥1115（1）工作面是典型的深井三软煤层,通过分析地质条件,采用锚杆锚索支护巷旁与顶板,使沿空留巷技术得以实现。结果显示,巷道前方顶板下沉量为257 mm,底鼓量为201 mm,两帮移近量在337 mm,后方顶板下沉量为238 mm,底鼓量为278 mm,两帮移近量为709 mm,移近量满足生产要求。     

近浅埋煤层大采高工作面回采巷道护巷煤柱合理宽度研究

为研究近浅埋煤层大采高工作面合理护巷煤柱的留设问题,以和善煤矿5103工作面回采巷道为研究对象,通过理论计算和数值模拟分析,得出了合理的护巷煤柱宽度为25 m。现场应用后实测回采巷道顶底和两帮移近量均为35 mm左右,从而论证了其可行性。     

上行开采工作面顺槽支护方案及实践

象山矿南二上山采区采用上行开采,3#煤层与下部5#煤层间距17~26 m,21305工作面位于5#煤层采空区顶板强裂隙带内,煤层及顶底板破碎,开掘巷道具有一定的风险。为了确定21305工作面顺槽的合理位置和支护方案,在明确工作面工程背景后,预判了裂隙带内3#煤层及顶底板完整性及开采可行性;分析确定了顺槽的合理位置,最终确定了顺槽合理支护方案,并对巷道掘进期间的问题及维护进行了介绍。分析认为,下部煤层开采后对上煤层破坏影响程度较小,上部3#煤层可进行正常掘进;设计21305工作面顺槽内错10 m,位于悬伸段内10~14.4 m处,此处3#煤层及顶底板比较完整,巷道稳定性较好,适合布置顺槽;顺槽采用该支护方式后,巷道掘进期间顶板无安全事故,但在后期掘进期间需加强顶板矿压观测,当围岩条件发生变化时,需及时调整支护参数以确保工作面顶板支护的安全可靠。     

特厚煤层托顶煤掘进巷道支护技术研究

新村煤矿在特厚煤层工作面巷道托顶煤掘进期间,针对顶煤支护困难,支护效果差这一问题,结合现场工程地质条件,通过数值模拟及实验测试等方式对顶煤支护困难的原因进行分析,发现支护效果受顶煤强度、裂隙发育情况、顶板的稳定性以及支护面积影响.经研究,采用加强锚杆和锚索的预紧力,增加顶板支护面积的方式提高预应力的扩散效果,使顶煤更具...     

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。     

综放工作面区段煤柱合理宽度的数值模拟研究

为了有效测定厚煤层工作面的煤柱合理宽度,针对1208工作面生产地质条件,采用理论计算和数值模拟相结合的方法,对合理的煤柱宽度进行了研究。通过理论计算,初步确定了区段煤柱留设25 m,运用数值模拟分析了区段煤柱内应力分布规律,在煤柱宽度在15~22 m时,应力值处于“谷底”,且处于弹性区。现场应用表明,巷道顶底板移近量最大为169 mm,两帮移近量最大为383 mm,巷道维护效果好,煤柱稳定。研究成果可为该矿后续的工作面区段煤柱尺寸留设提供借鉴。