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。     

敏东一矿软岩回采巷道底鼓机理及控制对策

针对敏东一矿软岩回采巷道底鼓严重的问题,采用实验室实验、数值模拟和现场监测等方法,研究了回采巷道底板矿物成分及采动应力对底板变形破坏影响,揭示了软岩回采巷道底鼓机理,并提出了锚杆加固回填支护对策.研究结果表明:巷道底板破坏程度会因与距工作面距离不同而呈现差异化特征,距工作面越近时,采动影响越剧烈,底板破坏程度越高,且会...     

鑫基煤业采动影响下皮带大巷底鼓控制技术研究

为解决鑫基煤业2~#煤层皮带大巷在临近工作面采动影响下围岩变形严重的问题,通过现场矿压观测、理论分析及数值模拟等方法,确定围岩主要破坏形式为底板底鼓,主要原由为高应力和地下水,设计锚注联合加固法进行处理。应用结果:顶板下沉量最大约为9mm,两帮移近量最大约为10mm,底板底鼓量最大约为22mm,皮带大巷围岩稳定性良好。     

中兴矿沿空留巷工作面矿压显现规律研究

针对中兴矿沿空留巷工作面开展了矿压监测工作,通过分析液压支架工作阻力的变化和回采巷道的变形量,研究了工作面的矿压显现规律和二次采动巷道的变形规律。结果表明:工作面受二次采动影响巷道一侧的动载系数最大,达到了1.757,矿压显现最为明显;工作面两端周期来压持续时间较长,为中间位置持续时间的2.4~2.6倍,是周期来压影响的主要部位;工作面由于布置抽采巷而局部高度增加时,抽采巷附近区域周期来压现象不明显,会一直处于较高的顶板压力作用下,是工作面顶板管理的重点区域;回采巷道的两帮收敛量是顶板下沉量的2.28~3.38倍,帮部支护需要重点关注;沿空留巷采动影响剧烈区为工作面前方10m以内,采动影响区为工作面前方10~50m,该区域内工作面的矿压显现对巷道围岩变形起到一定的预示作用。     

厚煤层综放临空巷道围岩稳定性分析及支护技术研究

针对厚煤层综放临空巷道矿压显现剧烈的问题,以塔山矿5210沿空巷道受一次和二次采动影响下产生严重底鼓、围岩变形大、支护体疲劳失效的工程背景,通过现场观测和分析,得到了矿压显现剧烈的原因。高水平应力使巷道两帮煤柱对底板挤压,底板受拉与受压应力不平衡是造成底板岩层破坏和强烈底鼓的主要原因;锚杆长度不足,导致松动圈未能被有效加固是围岩产生大变形的原因;支护体失效的原因是随着工作面推进,老顶断裂产生的支承压力使得其发生疲劳失效。基于分析结果提出了"底板卸压法+长短全锚索加强支护+角锚索"的支护技术。现场试验结果表明,应用新提出的支护技术,超前支护段底鼓量平均减少了250mm,两帮及顶板变形量减少了100mm左右,支护体失效的情况显著减少,证明围岩控制得到了显著改善。     

基于深浅孔注浆技术的破碎顶板岩层巷道综合治理

针对同煤三矿工作面回风巷受采动影响及邻近采空区影响,顶底板移近量大、两帮片帮严重的情况,在分析矿压显现机理及其影响因素的基础上,结合理论分析和现场实测情况,对顶板及煤柱帮提出采用深浅孔注浆的治理方案,并通过FLAC3D软件模拟了回采时及注浆后巷道位移变化情况。结果表明:注浆加固后,巷道总变形量明显减小,顶板下沉量小于400 mm,两帮相对移近量小于300 mm,巷道变形量满足回采期间巷道使用要求。     

常村煤矿高抽巷围岩控制技术研究

针对高抽巷受采动影响底鼓严重、巷道变形较大等问题。以常村煤矿2103高抽巷为研究背景,采用UDEC数值模拟软件,分析了原支护条件下采动对高抽巷围岩变形的影响,提出了合理的支护方式和底板加强支护方案。现场监测表明:巷道两帮位移量稳定在240 mm左右,底鼓位移量稳定在320 mm左右。说明加强支护方案可以有效控制巷道底板的变形,保证高抽巷安全抽采。     

三软煤层沿空留巷矿压显现规律研究

为探究沿空留巷矿压显现规律及支护对策,以河南西部典型三软煤层为研究对象,构建了数值分析模型,模拟了工作面前方和后方一定范围内巷道围岩变形和应力变化规律,得到了工作面后方围岩受采动影响大、范围广,顶板下沉现象明显。基于现场实测,得到了顶板下沉量、底板鼓起量、充填体的变形、实煤体变形等随采动影响的变化规律,监测了锚杆的轴向受载情况。研究发现,巷旁膏体充填与巷道内高强锚杆+W型钢带构成的支护体系,较好地解决了三软煤层回采巷道围岩控制问题,为类似开采条件下沿空留巷的实施提供了理论和实践依据。     

文家坡矿深部强采动巷道底鼓影响因素及控制对策

针对我国西部深井强采动巷道底鼓控制难题,以陕西文家坡煤矿4106工作面回风巷为工程背景,分析了4106回风巷围岩破坏机制,得出文家坡煤矿强采动巷道底鼓的主要影响因素为岩性差、强度低、地应力高、二次采动影响与支护方案不合理。FLAC~(3D)数值模拟结果表明:一次采动顶底板变形量为1 160 mm,且煤柱侧向支承压力峰值为28.3 MPa;二次采动期间顶底板移近量从工作面前方80 m处的1 737 mm增加到工作面处的2 281 mm,煤柱侧向支承压力峰值为36.7 MPa,同比增加29.7%。基于模拟结果和底鼓主要影响因素,提出了顶板长锚固、巷道帮角锚杆加固、围岩卸压和底板铺设三合土联合控制对策,现场应用效果良好。     

超长孤岛工作面沿空掘巷矿压显现规律及原因分析

为研究孤岛工作面条件下矿压显现规律及巷道支护,以两淮矿区刘庄矿120502超长孤岛工作面机巷为工程背景,通过现场实测以及FLAC~(3D)数值模拟软件对该孤岛工作面沿空掘巷矿压显现规律进行研究。结果表明:巷道顶板离层量较大,离层量最大达到117mm,且以浅部离层为主;在巷道掘进前期巷道围岩变形较小,随后巷道围岩变形随距巷道起点距离增加而增大,在距巷道起点600～800m之间变形更为剧烈,120503工作面采空区侧变形最大,平均值为180. 41mm,最大值为780mm,依次为煤体实侧(平均值为138. 23mm,最大值为445mm)、底鼓(平均值为124. 29mm,最大值为545mm)、顶板下沉(平均值为64. 03mm,最大值为430mm);由于垂直应力在煤柱内形成弹性核,使垂直应力达到32. 5MPa,工作面侧垂直应力达到26. 3MPa,相比增加了6. 2MPa,机巷邻近采空区侧受120502工作面开采影响大,使采空区变形增大;由于巷道采用直墙三心拱断面,顶部拱结构将垂直应力转换为切向应力,塑性区显示顶板受压底板受拉,由于岩石具有抗压不抗拉特性,因此顶板下沉小于底鼓量,并针对性地提出了巷道加强支护技术。工程实践表明,在初始支护设计的基础上,通过锚网索与喷浆、注浆联合等加强支护手段可以有效地对巷道围岩变形进行控制。     

千米深井大断面硐室双强壳体支护技术

针对山东唐口煤矿西部轨道并联巷2 m绞车房硐室埋深超千米,顶板及两帮收敛变形大,底鼓现象严重,需反复维修的工程难题,在分析深部大断面硐室围岩破坏机理的基础上,提出了千米深井大断面硐室双强壳体支护技术,并设计了"锚注支护+格构衬砌支护+强基础梁锚注支护"的支护方案及其工艺流程。工程应用结果表明:25 d后顶底板锚索载荷趋于稳定,监测顶底板锚索最大载荷分别为131 kN和117 kN,最大载荷远小于破断载荷,锚索受力合理;采用双强壳体支护40 d后,围岩变形基本趋于稳定,90 d后顶底板最大移近量仅为64 mm,变形率为1.14%,表面未出现破裂现象,硐室围岩变形得到有效控制;该技术为唐口煤矿创造直接经济效益449万元,经济效益显著。     

3209工作面运输顺槽支护设计优化

针对综采放顶煤工作面运输顺槽原支护设计下巷道围岩变形严重的情况,通过采用加密支护、优化支护参数等措施,控制了巷道围岩变形量,两帮移近量稳定在270 mm,顶底板移近量稳定在205 mm,支护效果良好。     

大倾角煤层工作面端头支护及超前支护技术

针对王洼煤矿E1108大倾角综采工作面煤层赋存条件复杂、顶板倾角变化大,工作面上下端头及两巷超前支护段顶板维护困难的实际情况,研究制定了工作面上下端头顶板支护技术措施,分别提出了回采巷道在顶板倾角小于5°、5～15°、大于15°不同阶段的超前支护技术方案。现场实践表明,当回采巷道顶板倾角大于15°时,采用挖底、接顶超前支护技术措施后,顶板下沉速度显著减小,运输巷超前支护段顶板最大下沉量为170 mm,回风巷超前支护段顶板最大下沉量为230 mm,既满足了巷道回采层位的要求,又保证了回采期间巷道超前支护段顶板的稳定性。     

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...     

三软煤层半煤岩巷道复合顶板支护技术

为阻止复合顶板离层下沉,采用数值模拟手段,确定了锚杆间排距均为900 mm的锚网索联合支护方案。通过现场工业实践可知:巷道顶底板最大移近量为176.2 mm,两帮最大移近量96.5 mm,两帮变形速率最大为2.7 mm/d,顶底板变形速率最大4.3 mm/d,顶板没有出现明显的离层,顶板表面没有出现大的裂隙,顶板的完整性较好。     

高应力软岩巷道变形与破坏机制及返修控制技术

针对高应力软岩巷道的大量变形与破坏问题,以江西曲江煤矿-850 m水平运输大巷为例,研究了变形机理和返修控制技术。首先,对该大巷的变形及破坏情况选取7个具有代表性的地段进行现场调查,发现变形与破坏形式主要包括两帮内挤、侧墙张裂、U型钢棚架弯曲或折断、底板鼓起和顶板垮落等;进行了X衍射实验和围岩内部变形结构的现场窥视,表明该巷道围岩含泥质矿物较多,松动圈较大(4 m左右)。然后,采用巴顿分类Q值、地质力学RMR值和松动圈估计值等将-850 m水平运输大巷的各调查段巷道稳定性归为Ⅴ,Ⅳ和Ⅲ类,相应地将这3类巷道称为垮冒巷道、特殊巷道和标准巷道,并给出了初步支护方案。最后,借助于工程类比、围岩分类、截面面积校核和提出的锚固段长度经验公式等方法得到了返修巷道锚索(锚杆)的长度、间排距、强度、直径和锚固段长度等主要参数。由此,-850 m水平运输大巷试验段巷道选取了"锚杆、金属网、喷浆、锚索、注浆和底板锚索"的综合支护方式。应用表明:经过147 d,巷道两帮收敛量最大值仅为66 mm,顶底板移近量最大值仅为119 mm,监测后期的收敛速率均小于1 mm/d,处于稳定状态。     

深部开采软岩巷道过断层围岩控制技术研究

为解决山西马道头煤矿三采区轨道大巷通过F13断层时,由于地质构造复杂,顶底板岩层比较软,导致支护难度较大的问题,采用FLAC^3D软件对原支护措施下巷道围岩稳定性和加强支护后巷道围岩稳定性进行数值模拟,确定通过强化竖向支护来控制围岩变形。采用25U型钢强化巷道顶板、两帮支护,混凝土+网片底板加强支护。新的支护措施实施后,对巷道顶板位移量进行了考察,考察结果显示,加强支护措施可靠。     

复合顶板煤巷锚杆支护工艺与效果分析

工作面复合顶板煤层巷道极易失稳破坏,返修成本高,工程量大。针对小屯煤矿工程条件,对复合顶板煤巷的锚杆支护方案、施工工艺、施工材料、配套的安全技术措施进行了详细的研究,结合小孔径预应力锚索,优化锚杆施工工艺,节省施工时间。结果表明:合理的锚杆支护施工工序为组装锚杆→准备金属网和钢筋梯子梁→临时支护→准备钻头钻杆→钻孔施工→准备树脂药卷→安装锚杆→拧紧螺母;工作面运输巷的两帮移近量是163 mm,顶底板移近量为103 mm,顶板锚固区内外离层最大值为19 mm,有效地控制了围岩变形;施工阶段一次成巷,节约支护成本112.9万元,为相关复合顶板煤巷支护提供有益参考。     

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。     

深井大断面煤巷围岩控制技术

分析深井大断面煤巷变形特征及难控制的原因,通过模拟不同支护状态下巷道围岩变形情况,探讨了锚杆、锚索作用机理,提出及时抗、滞后让、控顶(底)固帮、高强度支护的控制原理。认为稳定的承载结构及早形成,并与支护体一同承载,从而加强巷道稳定性,利用锚杆自身的延伸量和锚索尾部安装的多级让压结构,确保支护体适应深井大断面煤巷围岩变形大的特点。工程实践表明,巷道掘进期间两帮移近量为140 mm,顶底板移近量为121 mm,巷道稳定性较好。