腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题，开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围，确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明：在煤层中老空区边缘存在5～10 m的塑性区域，当巷道不断向老空区方向推进时，掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变；巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步，随着巷道不断靠近采空区，顶板位移变形速率增加20%，底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明：50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm，两帮相对变形量的增加控制在23 mm，巷道围岩变形情况得到了有效控制。     

某矿大采高工作面回风顺槽布置方案优化探讨

为优化大采高工作面回采巷道掘进层位,本文通过三维数值模拟计算得到了沿底掘进1308大采高工作面回风顺槽底板围岩塑性破坏范围较沿顶掘进小7.49 m,前者有利于控制底鼓,进一步模拟得到沿底掘进时巷道围岩位移及应力分布,实践结果表明:顶底板收敛61 mm、两帮移近68 mm,与数值模拟基本吻合,研究结果能为类似条件巷道掘进与支护提供一定参考。     

不等长工作面覆岩活动及回采巷道采动影响变形规律

受断层影响,冀中能源股份有限公司邢东矿2225工作面沿推进方向斜长依次为50 m、80 m和126 m 3段。为研究不等长工作面覆岩活动规律和回采巷道采动影响变形规律,在工作面顶底板、巷道围岩中布置监测仪器,监测工作面生产过程中的顶板岩层位移、底板破坏深度以及巷道围岩表面位移。结果表明：随着工作面的推进,顶底板岩层移动和巷道变形逐渐增大;在工作面距一号测站-32~-42.8 m时测点底板岩层位移斜率达到4 mm/m,底板最大破坏深度超过45 m;当工作面推进至距三号测站40.1 m处时,顶底板相对位移为0.45 m左右,巷道两帮相对位移约0.5 m,位移相对速率达到20 mm/d。随工作面长度增加,工作面前方底板岩层扰动距离和底板岩层变形量明显增加;二号测点工作面长度为126 m,底板前方扰动距离约为40.5 m,该测点底板岩层位移已达300 mm左右;而一号测点工作面长度为50 m,前方扰动距离约为92.8 m,底板岩层位移最终只有90 mm。     

近距离煤层采空区下掘进巷道过断层技术研究

针对近距离煤层开采条件下,采空区下部掘进巷道过断层支护难度较大的问题,本文以中煤平朔集团井工二矿21109主运顺槽掘进工作面过断层为工程背景,结合掘进巷道煤层顶板岩性和断层产状,确定了21109主运顺槽过断层掘进施工方案。在巷道顶板采用锚杆、W钢护板配合钢筋托梁和锚索联合支护,煤柱侧帮和工作面侧帮均采用采用锚杆支护,掘进工作面单纯采用主动支护后无法满足支护需求,又采取架设钢棚的方式对巷道进行了辅助支护。采取辅助支护措施后,28d内顶板浅部离层23mm,顶板深部离层31mm,巷道高度、宽度相对移近量分别为33mm和0mm;28d后,巷道断面再无变形,巷道围岩稳定。     

综掘工作面快速高效过断层技术研究

针对华阳集团某矿2802巷道地质构造复杂,2802综掘工作面前方存在断层,综掘工作面较难安全顺利推进的问题,通过探查2802巷前方构造情况,了解到了断层的产状与赋存情况,结合所用综掘机工作参数,提出了综掘工作面过断层的技术方案,探究了快速综掘技术与顶底板支护技术,通过合理调整巷道施工坡度,综掘机破岩作业磨损量减小,应用锚网索挂与钢带进行联合支护,增强了巷道围岩的稳定性,应用结果表明:通过综合应用这些措施后,2802巷过断层过程中巷道顶底板最大移近量为571mm,巷道围岩相对较稳定,确保了2802巷安全顺利地过断层构造带,可为类似工况下的巷道安全快速过断层构造带提供参考。     

回采巷道掘进过含水断层施工及支护技术研究

为保证巷道安全过含水断层,本文对原有矩形巷道断面以及支护方法进行优化,并对巷道掘进过断层路线进行重新设计。通过现场锚杆应力监测以及顶底板和两帮位移的48d监测结果可知,锚杆应力在锚杆所承受范围内,顶底板以及两帮的位移范围也在安全位移内。新的拱形巷道以及补强支护方式取得良好的支护效果,3106回风顺槽可安全通过破碎含水断层带。     

掘进工作面应力松弛区宽度的计算方法研究

分析了掘进工作面前方煤体的受力特点,理论研究了掘进工作面应力分布特征,得出了掘进工作面前方应力松弛区宽度的计算公式,通过实例计算结果表明,掘进工作面前方应力松弛区的宽度与巷道高度、巷道埋深、煤层与顶底板的摩擦系数及煤岩材料的内摩擦角有直接关系,加大巷道高度、减小煤层与顶底板岩层的摩擦系数可有效增大应力松弛区的宽度.     

回采巷道过断层施工技术

受断层影响,巷道过断层期间掘进速度缓慢,影响采掘接替和矿井生产效率。为了更好地促进矿井生产,以23上04轨顺掘进为研究对象,采用FLAC 3D软件模拟巷道过断层时巷道围岩变形量和塑性区范围,并将围岩划分为正常围岩、过渡带和破碎带3部分。根据模拟结果可知,围岩变形量和塑性区范围都在过渡带开始增大,在破碎带达到最大值。巷道采用后退卧底法过断层,并对断层破碎带及时采用锚网索、注浆、U型钢棚进行支护,通过联合支护相互配合,可以共同提高巷道支护强度,增强巷道顶帮抗变形能力。     

三元煤业4306运输顺槽过断层破碎区优化支护技术研究

针对掘进巷道过断层破碎区时巷道围岩变形、支护困难的问题,以三元煤业4306运输顺槽为研究对象,通过对原支护存在问题的分析,提出了长短锚索配合过断层巷道顶板全锚索支护方案。现场应用结果表明：巷道顶底板移近量最大值为88.36 mm,两帮移近量最大值为101.46 mm,巷道过断层期间围岩变形控制效果显著。     

隐伏断层诱发巷道底板突水研究

隐伏断层在掘进扰动和承压水共同作用下可能形成突水通道诱发底板突水。以山西省刘家梁煤矿巷道突水问题为工程背景,以底板含隐伏断层的巷道为研究对象,通过理论分析、岩石力学试验、数值模拟的方法,研究了巷道在掘进过程中,围岩应力场、位移场、塑性区的演化情况。结果表明：随着巷道掘进,隐伏断层顶界面处围岩受应力场影响,由压缩态变为膨胀态;在倾角大于50°的正断层中,小倾角隐伏断层顶界面处围岩受到的剪应力峰值更大,当剪应力达到某一临界值时,断层不断向上活化扩展,最终演化形成沟通底板破坏带的突水通道,且突水通道更易在卸压区底板贯通。     

穿断层组岩巷围岩变形及控制技术研究

以任楼矿中六运输大巷掘进过F_2断层组为背景,采用FLAC~(3D)有限差分程序,分析了断层结构下巷道掘进应力场分布变化规律与不同位置处巷道变形破坏特征,提出了"下盘控顶、上盘控帮、底板反拱"的支护方式,并在现场成功进行了工业性试验。研究结果表明:F_2断层组附近存在明显的垂直应力增高区;断层构造对巷道变形破坏的影响范围为10~20m,确定加强支护范围为F_2断层构造带前后60m;在当前地质状况下,F_2断层上盘巷道围岩变形大于F_2断层下盘段并且两断层上下盘破坏影响区没有明显相互作用。     

掘进工作面围岩稳定性分析及快速成巷技术途径

分析了煤矿巷道掘进技术与装备现状及存在的问题,采用数值模拟方法研究了掘进工作面围岩应力、变形、破坏分布特征;分析了围岩稳定性的主要影响因素,包括围岩强度、围岩结构及地应力等地质力学参数,巷道断面尺寸、开挖方式、空顶距、掘进速度等掘进参数,及临时支护、永久支护等。巷道开挖后在掘进工作面顶角和巷道四角周围出现应力集中区;围岩位移、破坏在超前工作面一定位置开始出现,随着远离掘进工作面围岩位移和破坏范围不断增大,达到2倍巷道宽度时基本稳定;煤层强度、地应力对围岩变形与破坏的影响十分显著;分步开挖的顶板下沉量及破坏程度明显大于一次开挖;空顶距越大,围岩破坏裂隙越多、分布越广;过快、过慢的掘进速度对围岩稳定性均不利;掘进后安装及时、主动、支护阻力大的临时支护效果好;分次支护围岩位移和裂隙场的扩展均大于一次支护,通过分次支护提高掘进速度是以影响锚杆支护效果为代价的,应限定在一定的围岩条件。根据煤巷掘进工作面空顶距及自稳时间,对煤巷掘进工作面围岩稳定性进行了分类,并提出了相应的支护要求;提出煤巷可掘性的概念,根据被掘煤岩体条件,对煤巷可掘性进行了分类;分析了围岩的可钻性、可锚性及对掘进速度的影响。提出...     

过断层回采巷道围岩监测与治理实践

为研究某矿过断层时回采巷道围岩的变形规律,在14101工作面辅助运输巷断层前后布置3个测站监测其顶底板和两帮移近量,并与带式输送机运输巷对应位置的围岩状况对比。监测结果表明:过断层前巷道围岩变形发展趋势一致,但辅助运输巷围岩变形更大,顶底板和两帮移近量分别为63、43 mm;辅助运输巷围岩变形在过断层时和工作面推进至测点附近时分别出现峰值。加强超前巷道支护后,过断层时的围岩变形量显著减小,围岩变形得到控制。     

跨采影响下巷道围岩变形力学机制及其控制技术

以鹤煤公司九矿东总回风巷为工程背景,采用理论分析和数值模拟方法研究了跨采期间巷道围岩应力、位移和塑性区的变化特征。结果表明,跨巷采动导致巷道围岩垂直水平应力比值发生变化,应力比值最大为1.34,是巷道发生变形破坏的主因;巷道最大破坏部位位于顶板与底板部位,顶板破坏深度已超过锚杆锚固范围,底板破坏深度为3 m左右,并因缺乏支护导致底鼓。因此,必须在跨采工作面回采前,对顶底板进行加固,使塑性破坏区域位于锚固范围以内。     

深部沿空切顶巷道底鼓破坏机制及强化控制技术研究

为解决深部沿空切顶巷道的底鼓大变形破坏及频繁翻修维护问题,分析了深部沿空切顶巷道围岩应力环境的转变特征,基于滑移线场理论建立了不同应力扰动阶段下沿空切顶巷道的底鼓破坏力学模型,研究了不同应力扰动阶段巷道底鼓破坏机制,并开展了底板强化控制试验。结果表明：深部沿空切顶巷道的围岩应力环境转变可分为掘进后切顶前、切顶后一次采动及沿空留巷三阶段;在巷道两侧滑移线场的对称及非对称作用下,三阶段巷道底板分别呈小变形对称底鼓、采场侧高于实体煤侧的非对称底鼓变形及实体煤侧高于采空区侧的非对称大变形底鼓破坏;随采深增加,沿空切顶巷道底板支护荷载增加;底板限制性强化支护底鼓速率下降约33.3%,底鼓量可降低804mm,最适于控制深部沿空切顶巷道底鼓破坏。     

5202回采巷道过断层掘进方案及支护技术研究

5202巷过断层前,进行了断层对巷道掘进影响机理分析,采用深孔爆破+综掘机掘进相结合的后退挑顶过正断层的方案,利用锚网索、注浆加固、架钢棚的加强支护方式维护巷道。顶板离层监测结果表明,支护能有效地减少断层区域顶板破坏。     

深部高应力下不同巷道掘进速率对围岩稳定性的影响

研究了不同加卸荷速率条件下岩石破坏特性及其蠕变性质, 结果表明, 加卸荷速率越大, 岩体的强度越大, 蠕变越小。同时以金川二矿区巷道掘进工作面的工程地质情况及生产技术条件为背景, 研究了掘进速度对巷道围岩稳定性的影响。研究结果表明: 掘进扰动在工作面前方和巷道周围尤其在四个角点位置引起围岩破坏, 随着掘进速率的增加, 破坏区体积减小; 岩体开挖卸载导致掘进工作面前方及两帮形成耳状应力集中区, 随着推进速度的加快, 掘进工作面前方应力区向工作面移动, 围岩应力及应力区面积均减小; 掘进扰动引起围岩的位移变形, 最大位移发生在巷道顶底部, 随着掘进速率的增加, 围岩的位移减小。现场生产时适当加快工作面掘进速率, 有利于保持巷道的稳定及改善巷道维护状态。     

布尔台煤矿掘进工作面过断层巷道支护技术研究

针对煤矿掘进面过断层期间支护困难、巷道冒落可能性大的问题，对掘进工作面过断层围岩变形机理及控制技术研究进行了研究。通过理论研究对正断层附近的应力环境进行分析，并通过数值模拟对过断层巷道及正常巷道在不同支护方案条件下的应力、位移状况进行对比研究，最终给出了掘进面过断层的支护方案，并应用到布尔台煤矿的工程实践中。研究结果表明：采用“锚杆+锚索”支护方案来加强支护强度及新增角锚杆可以实现对过断层掘进工作面围岩的有效控制。     

近水平薄煤层回采巷道掘进方式研究

淮南矿业集团朱集东煤矿1122(1)工作面平均煤厚约1.25 m,为实现该工作面的综采,利用数值模拟对比分析了两回采巷道跟顶掘进与跟底掘进时的区别。当采用跟底掘进时,会破坏顶板完整性,对顶板的支护十分不利,再加上该工作面属于破碎顶板,并且断层发育较为丰富,最终该工作面选择了跟顶掘进的方式。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。