切顶留巷冒落矸石碎胀规律与力学特性研究

为研究冒落矸石在切顶卸压沿空留巷过程中的力学作用,通过现场实测和理论分析对矸石的碎胀规律及其力学特性进行了研究。针对不同赋存条件总结归纳了4种冒落矸石碎胀系数的现场实测方法:可视分层直接测量法、整层划定界限法、坚硬顶板间接测量法和围岩变形反推计算法。建立了矸石碎胀规律与围岩运动的关系,实测表明矸石块度对初始碎胀系数影响大,但残余碎胀系数基本稳定在1.26,故复合顶板留巷后下沉量大,且矸石压实稳定时间随埋深加大而延长。构建了垮落矸石稳定后受力模型,并对挡矸支护所受侧向应力和矸石对顶板的支撑力进行了分析计算,证明矸石碎胀规律对于巷道顶板保持稳定具有重要作用。     

复杂顶板条件下切顶留巷关键技术研究

针对店坪矿切顶留巷初期挡矸,锚索和单体液压支柱等支护体失效导致的巷道报废的问题,采取了全巷道顶板岩性探测的方法,分析了试验巷道的复杂顶板条件下切顶留巷的关键问题。通过建立留巷围岩稳定结构及其受力模型,分析了切缝高度及岩石碎胀性对基本顶运动的影响规律、恒阻锚索对顶板的支护原理以及液压支柱对切缝侧顶板的剪切作用,指出留巷的顶板运动,从时间和空间上可分为直接顶垮落期、基本顶断裂下沉期和压实稳定期3个时期,恒阻锚索支护和留巷动压期支护的参数设计要以顶板运动最剧烈期为基础进行计算。给出了留巷的预裂切缝、恒阻支护和动压期临时支护等关键技术参数的理论公式,并结合巷道各段围岩特性,将试验巷道划分7个区间段,并分段优化了留巷的关键技术参数。通过对现场留巷门架压力数据分析,滞后工作面0～60 m为直接顶垮落和基本顶周期性断裂阶段,顶板运动剧烈;滞后工作面60～160 m为垮落矸石逐渐压实阶段,顶板运动缓慢;滞后工作面160 m以后,留巷围岩变形逐渐趋于稳定。现场应用表明:分段优化前留巷顶底板和两帮累计变形量分别为1 200 mm和1 420 mm,巷道回缩率54%;采取分段优化后,两处变形分别控制在420 mm和435 mm以下,巷道回缩率在18%以下,留巷围岩变形控制效果良好。     

切顶卸压自成巷技术在浅埋中厚煤层开采中的应用

基于岩体碎胀特性是切顶卸压沿空留巷技术切顶参数计算和设计的关键,本文以哈拉沟煤矿12201工作面为工程背景,通过现场实测、理论分析等方法对采空区矸石碎胀特性及控制技术进行研究。现场实测表明:采空区顶板从垮落、压实到稳定,经历了三个过程,确定了每个过程的影响范围与时间效应,准确地测出采空区顶板稳定后的碎胀系数k为1.35～1.40,确定了切顶深度6m的合理性。通过建立冒落矸石稳定后力学模型,揭示了冒落矸石与留巷巷内支护的协同作用原理,提出了在工作面支架后挡矸装置采用由11#工字钢、金属网以及单体液压支柱联合而成体系进行支护,最后取得了良好的成巷效果。     

切顶卸压沿空留巷围岩控制效果数值模拟研究

为研究切顶卸压对沿空留巷围岩控制效果的影响规律,基于UDEC软件,对沿空留巷侧向顶板悬顶与垮落2种情况下的围岩受力变形特征进行深入分析。研究表明:相对于直接顶悬顶状态,直接顶垮落时煤帮侧煤层和巷旁支护墙体上的垂直应力集中系数分别降低0.19和0.49;直接顶垮落状态下沿空巷道顶板下沉、底板鼓起、煤帮内移和墙体内移量相对于直接顶未垮落状态下,分别降低73%、60%、27%、75%;巷道侧向悬顶是造成沿空巷道围岩大变形的重要原因,切顶会促使采空区上方直接顶有效垮落,采空区上覆岩层的重力无法有效向巷道周围的煤岩体中传递,且垮落的岩层会对顶板起到一定的支撑作用,有助于降低巷道围岩所承受的压力。     

无煤柱自成巷预裂切顶机理及其对矿压显现的影响

预裂切顶是无煤柱自成巷技术的核心,预裂切顶的效果直接关系到成巷的稳定性。以柠条塔煤矿无煤柱自成巷工程项目为背景,首先运用理论分析方法研究了预裂切顶的机理,进而运用离散元数值模拟方法和现场试验方法,对不同切顶条件下巷道围岩的响应规律进行了研究。研究发现,非聚能爆破模式下裂隙向四周扩展,导致巷道顶板形成裂隙分支,破坏巷道顶板的完整性。聚能张拉爆破模式下,应力波在侵彻裂隙的导向作用下可实现定向成缝。为达到理想的切顶效果,装药量及孔间距需协调设计,以保证孔间裂隙贯通。切顶参数变化对巷道围岩的整体变形及矿压分布有重要影响。在一定范围内,增大切顶高度可增大矸石碎胀体积,减小巷道顶板变形和作用在实体煤帮上的应力峰值,但切顶高度不宜过大,否则会增大施工难度,且会增大留巷变形。切顶角度对矿压显现亦有一定影响。当垂直巷道顶板切缝时,巷道围岩变形最大,但当切缝向采空区偏斜10°~20°,留巷围岩变形明显减小。柠条塔煤矿4.1 m采高、砂岩为主顶板的条件下,爆破孔间距为600 mm,单孔装药量为3 200 g时,切顶高度设计为9.0 m,切顶角度为10°时,矸石垮落充分,成巷效果较好。总结认为,切顶高度影响的是采空区矸石的碎胀体积及其对切顶短臂结构的作用力,切顶角度主要影响采空区顶板在垮落中对切顶短臂结构的动态下坠力及稳定后对切顶短臂结构的稳态支撑力,无煤柱自成巷预裂切顶的关键是保证采空区顶板和巷道顶板切得开,在切顶参数设计时应综合考虑预裂效果和切顶后碎胀矸石与切顶短臂结构的作用关系。     

中厚煤层复杂顶板切顶卸压岩石碎胀规律

巷道切顶卸压后,顶板岩石垮落会在采空区侧堆积成帮,采空区侧岩石的碎胀特性直接影响巷道的稳定性.为研究碎胀系数对巷道稳定性的影响,以5-200回采工作面为工程背景,采用了理论分析与现场实测相结合的方法,对顶板岩石碎胀系数随时间变化的规律进行研究.研究表明顶板岩石碎胀系数随垮落时间增长而变小,在35 d之后趋于稳定,均值为1.36.     

密实充填面双沿空留巷矿压及围岩变形规律研究

为探明双沿空留巷密实充填工作面的巷道及覆岩运动及应力的演化规律,对充填体工作面超前支承应力显现及沿空留巷围岩变形进行了现场实测和数据分析。研究表明:相较于垮落法,充填工作面超前支承应力影响范围明显减小,矿山压力显现较弱;充填体内部应力变化分为初始应力区、应力增高区和应力平稳区,与采空区顶板运动的小变形区、剧烈变形区、变形稳定区相对应;沿空留巷围岩变形较显著,前期顶底板变形量大于两帮变形,应加强顶板支护,后期围岩稳定后的移近速度仍大于2.4mm/d,仍需定期维护。     

塔山煤矿复合坚硬顶板切顶留巷围岩变形机理及控制技术研究

以大同矿区塔山煤矿8304工作面切顶留巷为工程背景,综合采用理论计算、数值模拟及现场监测等方法对切顶留巷围岩的变形机理进行了分析,并提出了相应的控制技术。沿空顺槽实施切顶后,留巷顶板形成短臂梁结构,巷道整体处于卸压状态。切顶形成的切缝结构面阻断了采空区顶板压力传递到实体煤帮的路径,降低了煤帮应力集中程度,从而较大幅度减弱了实体煤帮及底板的变形;顶板最大变形集中在切缝侧,但下沉量有所减小;矸石帮变形分为垮落阶段的冲击变形和稳定阶段的缓慢变形,变形先急剧增大,后缓慢增加至稳定。基于对留巷围岩的变形分析,提出了对留巷顶板实施恒阻大变形锚索加强支护以控制顶板下沉,垮落矸石帮侧布置单体支柱配合11#工字钢与钢筋网片防冲护巷,煤帮采取左旋无纵筋螺纹钢锚杆加固处理及底板采用C20混凝土硬化的综合控制技术。现场监测留巷断面尺寸约为2 834 mm×4 615 mm,较原巷道断面最大收缩率为15.6%。监测结果表明:该控制技术能够有效控制围岩变形,所留巷道完全满足复用生产需求。     

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。     

整合煤矿采空区内掘进巷道注浆加固技术

针对整合煤矿宏远煤矿总回风巷掘进通过采空区时巷道支护难的现状,采用在巷道掘进前进行高冒区充填注浆的技术方法,提高破碎矸石整体粘结力进而构成人工顶板,掘进时钻孔超前注浆提高采空区围岩强度.现场实践证明,选用化学注浆加固材料进行注浆加固,片帮、顶板冒落现象明显改善,围岩变形得到了很好控制,两帮移近量为118～ 141 mm,顶底板移近量为123～ 133 mm.     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

小峪矿软岩巷道围岩控制技术研究

为了提高软岩巷道围岩控制效果,以小峪矿南翼回风大巷为研究对象,采用现场实测、理论分析方法对围岩变形进行分析,提出矩形钢管混凝土拱架+锚网索+注浆方案对围岩变形进行控制,现场应用后,顶、底板变形量为151 mm,巷帮收敛量为85 mm,取得较好效果。     

柳塔矿沿空留巷顶底板移近量分析

针对柳塔矿22103运输巷沿空留巷围岩变形特征不清的问题,综合采用数值模拟、理论分析与现场实测的方法,对沿工作面不同超前距离条件下的沿空留巷顶底板移近量进行了详细研究.研究表明,沿空留巷顶底板移近量随着工作面超前距离的不断增加呈现先增加后趋于稳定的趋势;沿空留巷巷旁支护墙体一侧的顶底板移近量明显大于煤壁一侧的顶底板移近...     

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。     

综采面切顶沿空留巷采空区帮控制技术研究

以塔山煤矿8305综采工作面为例,提出了切顸卸压沿空留巷技术.从超前预裂切缝、巷道补强支护、采空帮挡矸支护和滞后临时支护四个方面制定了采空区帮控制技术方案,并进行了工业性试验.巷道观测结果表明,切顶卸压沿空留巷采空帮变形量控制在265 mm以内,有效控制巷道围岩变形量,满足安全生产要求.     

古汉山矿综放面切顶沿空留巷采空区帮控制技术

基于煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等难题,以古汉山矿1604工作面为研究背景,提出切顶卸压沿空留巷技术。对沿空留巷采空区帮控制原理及围岩运动特征进行了理论分析,形成了切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术采空区帮稳定性控制体系,并在现场进行了工业性试验。研究结果表明,采用高强预应力锚索补强顶板、单体柱π梁支撑顶板及可伸缩工字钢挡矸防护等联合支护体系可行;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,采空区帮挡矸防护体系变形不明显,留巷变形在合理范围内,留巷效果良好,可为类似条件下的切顶沿空留巷工程提供借鉴。     

祁东矿巨厚坚硬顶板切顶无煤柱开采技术应用研究

为解决当前煤矿开采过程中存在煤炭采出率低、留煤柱开采引起应力集中、巷道围岩控制难等问题,以祁东煤矿7135工作面为工程背景,提出切顶沿空留巷技术。通过对巷道围岩运动特征和留巷技术原理的研究分析,确定切顶留巷关键技术参数,并在现场进行了工程应用。结果表明,采用高强预应力锚索补强顶板、垛式支架支撑顶板及可伸缩U型钢挡矸防护等联合支护体系,实体煤帮平均变形量达到166 mm,采空区帮平均变形量达到237 mm,顶板平均下沉量达到163 mm,平均底鼓量208 mm,留巷变形满足安全生产要求。     

高强锚注技术在巷道围岩控制中的应用

增子坊矿301盘区5#煤层辅运巷在上覆采空区煤柱应力、区域地质构造以及围岩自身松软等因素综合作用下出现围岩变形量大、支护困难等问题.为解决此问题,拟采用高强锚注技术控制围岩,并对巷道支护方案进行设计.现场应用后,巷道顶板、巷帮变形得以有效控制,其中顶板、巷帮变形分别控制在28 mm、20 mm以内,可满足巷道后续使用需...     

王家岭矿综放沿空掘巷合理煤柱宽度与控制技术研究

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以王家岭煤矿为工程背景,通过钻孔窥视勘探基本顶断裂线位置阐明了巷道围岩的非对称破坏特征;建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出了沿空侧巷道顶板范围内弯矩表达式;采用FLAC3D数值模拟软件分析了不同煤柱宽度下巷道围岩应力与屈服区演化特征,确定了合理煤柱宽度为8 m;基于N2103回风平巷留设8 m护巷煤柱时顶板弯矩变化规律,提出了巷道围岩的非对称控制技术,并进行现场应用。结果表明：顶板、煤柱帮和实体煤帮位移量在工作面回采期间分别为216 mm、198mm和121 mm,巷道控制效果明显。     

不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形机理

为了掌握不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的机理,采用矿用钻孔窥视仪对不稳定覆岩下的沿空掘巷顶板岩层进行了钻孔摄像观测,提出了"基本测量尺度-裂隙条数法"钻孔裂隙统计方法,采用该方法对沿空掘巷顶板岩层中的裂隙进行了统计分析,并研究了裂隙分布及其演化规律。研究表明:纵向裂隙和横向裂隙为不稳定覆岩下沿空掘巷顶板岩层中2种基本的裂隙形式,其中纵向裂隙多分布于巷道上部顶板岩层中,而横向裂隙多出现在靠近采空区煤壁的顶板下部岩层中;随着上区段采空区上覆岩层稳定时间的延长,纵向裂隙逐渐演化成断裂带,横向裂隙逐渐演化成离层和径向错位,2种裂隙相互交叉延展极易形成异常破碎带;不稳定覆岩下沿空掘巷围岩大变形的根本原因是基本顶的断裂、回转和滑移,控制该类巷道围岩大变形的基本思路就是控制基本顶断裂后的关键块的回转和滑移。