望峰岗煤矿沿空留巷Y型通风无煤柱开采技术

为解决深部高应力、高瓦斯条件下的煤矿生产接替困难,在淮南望峰岗煤矿-720 m水平5121B10工作面回风巷进行无煤柱沿空留巷、Y型通风工业试验,在回风巷内进行锚网索带联合支护,在巷道的采空区侧进行高水速凝材料巷旁充填支护.现场实践表明:无煤柱留巷能使巷道处于支承压力降低区,充填体能有效隔离采空区瓦斯,采用Y型通风能大量减少工作面上隅角瓦斯积聚.从围岩变形来看,留巷侧顶底板比煤体侧顶底板的位移量大22%左右,上帮煤体侧最大位移约占两帮位移的65%,支护体能有效地维护留巷的基本稳定,实现深部矿井安全高效连续开采.     

深部巷道连续双壳加固机理及试验研究

由于深部巷道变形破坏严重,传统支护难以保证巷道稳定。本文在详细分析深部巷道围岩变形特征的基础上,提出深部巷道连续双壳加固理念,并分析双壳加固机理。通过相似材料模拟试验,对不同采深条件下裸巷、锚杆支护、连续双壳支护巷道围岩变形及应力分布规律进行研究。结果表明：随采深增大,裸巷围岩发生大面积整体破坏,不能自稳;锚杆支护巷道锚固区以里深部围岩继续发生离层破坏,巷道存在潜在破坏危险;连续双壳支护巷道只在巷帮浅部发生局部剪切破坏,围岩稳定性好。以陶二煤矿新南总巷道支护为例,验证了连续双壳支护的合理性。     

鹤煤八矿岩巷掘进支护实践

为了改变软岩巷掘进被动支护的局面,确保巷道支护的稳定性,在鹤煤八矿矿井深部-580 m水平掘进3105岩中巷、3005岩中巷时采用了锚网喷＋锚索＋底角锚杆耦合支护形式,实施光面爆破,减小对围岩的扰动。进行巷道支护后,对围岩变形实施了监测,结果表明,巷道变形得到有效控制。     

高地应力综放沿空巷道锚杆支护参数优化研究

深部高应力综放工作面沿空巷道往往围岩变形较大、巷内支护困难。对姚桥煤矿回风巷煤样进行力学分析,掌握巷道地应力分布情况,该巷道地应力主要为水平地应力,且方向接近水平方向。通过开展锚杆支护机理研究证明,锚杆支护对本条件巷道可行有效,采用FLAC3D数值模拟锚杆支护下围岩受力状态,分析了对不同锚杆间距下的不同锚杆长度在深部沿空留巷内支护的情况,确定了合理的支护参数,并在该矿进行了应用试验,巷道变形量得到了有效控制,巷道围岩得到了安全支护。     

城郊煤矿深部巷道围岩破坏机理及主动控制技术

针对城郊煤矿深部软岩巷道变形严重的工程问题,分析了深部巷道围岩稳定性关键影响因素及其作用机制,研究了深部巷道围岩大变形及底鼓机理,对深部巷道围岩进行了地质特征分类。提出了针对岩巷采用的高预紧力、高强度、高刚度和高锚固点即"四高"锚杆支护、注浆锚索加固支护结合底板卸压的联合支护技术,以及针对厚层泥岩顶板煤巷采用的梯次支护技术,并在南翼轨道大巷和21105上巷进行了工业性试验。矿压观测结果表明,巷道表面变形量较小,支护效果较好。     

机巷锚杆支护的优化设计

针对深部采区机巷矿山压力显现,围岩应力较大,巷道变形严重,对锚杆支护参数进行优化设计     

深部高应力软岩巷道二次支护技术研究

某矿31采区底联巷为深部高应力巷道,巷道掘出一月即产生严重变形,对其采用二次支护锚索喷支护,二次支护对支护承载结构的薄弱部位进行结构补偿,数值模拟分析结果表明:二次补强支护显著提高了巷道支护承载结构的稳定性,31采区底联巷采用二次支护后的位移观测结果表明,二次锚网索支护技术在深部软岩巷道中支护效果良好。     

深部松软岩层无煤柱沿空留巷实践

采用合理的巷旁支护和巷内支架联合支护，将巷道围岩变形量控制在允许的范围内，待采动压力稳定后，对巷道进行清扫落底，使其满足最小使用尺寸的要求，在深部松软岩层中实现无煤柱开采沿空留巷。     

软岩巷道支护设计与实践

鹤煤八矿已进入深部开采,所掘进巷道都有不同程度的变形,巷道未投入使用就已经翻修,已严重影响岩巷掘进进度及巷道支护,通过对现场调查研究,科学设计,制定支护方案,在软岩巷道支护上取得一定成果,解决了技术难题。     

液压抬棚支架在深部回采巷道支护中的应用

针对矿井深部回采巷道压力大、变形快、巷修工程量大的情况,寻求一种提高巷道支护强度、抑制巷道变形、避免反复修巷的支护方法。在常村煤矿21150工作面的上巷、下巷和腰巷等应力复杂区域,采用高强度、高支撑力的液压抬棚支架,对锚网索+U36拱形支架复合支护和锚网+工字钢棚复合支护的巷道进行加固,有效地控制了巷道的变形和支架的损坏,同时也避免了因反复巷修对生产组织和安全管理带来的负面影响,取得了良好的支护效果。提高了巷道的使用寿命,节约了大量的巷修费用,产生了巨大的经济效益。     

极松散煤体巷道注喷锚支护技术

为解决龙门煤矿2404工作面回风巷极松散粉末状煤体巷道支护难题,提出了极松散煤体巷道注喷锚内外承载结构控制原理,采用了自钻式注浆花管超前长孔大范围预注浆固结散煤技术、提出了煤帮喷洒化学浆液技术、采用了高强锚杆支护系统强化支护及钻注锚一体化中空注浆锚杆的锚筒二次注浆加固技术。矿压观测表明,掘进期间两帮移近量将近400 mm,顶板下沉量150 mm左右,底鼓量约50 mm。巷道围岩持续大变形得到有效控制,巷道维护满足生产要求。     

深部综放工作面巷道强力超前支护系统设计

针对煤矿深部综放工作面巷道顶板压力大、变形严重,巷道超前压力与变形影响范围大的特点,分析深部开采巷道压力分布特点与变形规律,提出有效控制深部巷道严重变形的方法,研制出能够适应长距离、大变形深部巷道的两列两节式强力超前支架支护系统;介绍了超前支护系统主要技术参数的确定和主要特点,并对超前支护系统推移机构和稳定机构的适应性进行了分析;此支护系统在兖矿集团东滩矿14310工作面试验,超前支护60 m。经实际测定,巷道顶底板的平均变形量为202 mm,两帮平均变形量为848 mm,与用单体支护相比,巷道的变形量大幅降低;通过试验观测结果分析可知,该支护系统支护效果好,巷道围岩变形较小,满足综放工作面深部巷道支护的要求。     

受相邻工作面影响的煤巷支护技术

针对某矿受相邻工作面影响的回风平巷12工程地质实际条件,运用FLAC3D三维数值模拟软件,详细分析了工作面回采影响下巷道支承压力分布以及巷道围岩变形规律.研究结果表明,采动引起的侧向支承压力集中区位于煤柱附近上方的岩层中,并靠近采空区一侧.受动压影响巷道变形受工作面开采影响很大,在留有合适保护煤柱的前提下,高强全长树脂锚固锚杆可以有效的控制此类巷道的围岩变形,同时采用钢筋锚网及锚索加强支护技术,以提高锚杆的整体支护效果.     

陈四楼矿迎采动沿空掘巷技术研究及应用

 摘 要：针对陈四楼矿2409轨道顺槽迎采动沿空掘巷工程中,小煤柱破碎,巷道围岩矿压显现剧烈问题,通过迎采动沿空掘巷围岩稳定性分析,认为特殊的时间安排和空间位置是迎采动沿空掘巷难题的关键,提出强化顶板、强化煤柱、强化初期支护的技术思想;以2409轨道顺槽迎采动沿空掘巷为工程背景,设计相应支护参数,巷道采用高强锚杆、M型钢带、金属网及锚索梁联合支护,工程实践表明巷道维护效果良好。     

大采高长工作面主撤巷道合理布置研究

为了确定寺河矿4301大采高长工作面主撤巷道的合理位置,减少煤柱损失,通过研究工作面超前支承压力分布规律,探讨合理的煤柱留设宽度,进而确定主撤巷道的位置。采用现场观测和数值模拟相结合的方法研究工作面超前支承压力的分布规律,研究表明：工作面末采阶段,工作面超前支承压力峰值位置保持在距工作面8～10 m处,影响范围约50 m,剧烈影响范围约为20 m;合理的煤柱留设宽度应为35～45 m,即主撤巷道应布置在距盘区集中巷35～45 m处,既保证了主撤巷道的稳定,同时也减少了煤炭资源的损失。     

千米深井保护层开采对下部巷道稳定性影响分析

为研究深井高应力、倾斜岩层条件下,保护层开采对下部巷道稳定性的影响,根据平煤十二矿地质情况,基于相似材料试验对保护层己14煤层开采过程中,下部己15煤层回采工作面的矿压规律进行了模拟研究。结果表明：在保护层开采前后,处于保护层采场外侧的回风巷始终受到高水平应力作用,在开挖60 cm后因采场初次来压影响,巷道下帮水平方向压应力由3郾 42 kPa增至50kPa,两帮变形较大;而处于保护层采场正下方的运输巷在保护层开采过程中顶板变形破坏较为严重,但保护层开采后,顶板垂直应力由最大值42 kPa降至拉应力-17 kPa,卸压效果非常明显,巷道稳定性好。     

基于井筒低温淋水的矿井降温技术研究

分析了中平能化五矿热害的热源情况,利用五矿风井中低温淋水设计了降温系统,即制冷机组制取低温冷冻水,通过输冷管道向采煤工作面运输巷输送,由安装在运输巷中的空冷器对风流进行冷却,回水重新回入制冷机组进行制冷循环,制冷产生的冷凝热利用北山井筒低温淋水排放,有效解决了井下冷凝热排放困难的技术难题。为避免长采煤工作面降温"下冷上热"现象,采用低温淋水喷淋降温后,现场测试表明,喷淋未开时采煤工作面上出口降温幅度为2.8℃,喷淋开时采煤工作面上出口降温幅度为4.8℃,采煤工作面温度平均降低4℃,空气中含湿量下降6 g/kg左右,保障了热害矿井的安全生产。     

济宁二矿深部回采巷道锚网索耦合支护技术

通过对济宁二矿现场实际工程地质条件调查与分析,研究了深部回采巷道的变形破坏机理。深部巷道由于地应力大、地质构造复杂、膨胀性围岩、支护体与围岩不耦合造成巷道出现非线性大变形力学现象。对回采巷道断面、支护参数以及施工过程分别进行了优化设计,确定了合理的支护方案。用数值模拟对新支护方案进行了分析,巷道变形量明显减少。新方案在现场实施后,支护效果良好。     

二次沿空巷道留巷支护方式及围岩变形规律研究

基于新庄孜矿62110回风巷沿空掘巷后破坏严重出现结构性失稳且后期再需留巷,对二次留巷支护技术进行了研究。分析了巷道破坏原因为地质条件复杂且前期支护参数不合理,结合煤巷预拉力支护理论确定采用＂三高＂锚杆（高强度、高刚度、高预紧力）、锚索补强、深浅孔注浆的联合支护方案。采用快速连续观测法对回采期间巷道的围岩变形进行现场实测,结果表明：高强度架锚注方案可再造围岩结构,减缓顶板活动剧烈程度,工作面后方30～55 m为巷道围岩变形剧烈区,55 m后变形速度趋于稳定。采取该修复方案改善了支护效果,保障了工作面安全回采。     

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。