近距离煤层采空区下巷道围岩控制技术研究

针对近距离煤层采空区下工作面安全回采的难题,以寺河煤矿二号井94316综采工作面为工程背景,通过理论分析及数值模拟相结合的方法,对94316工作面回采巷道的布置方式及支护方案进行了研究。结果表明：当94316回采巷道与上部残留煤柱边缘水平距离为9.0 m时,可使巷道避开上方煤柱的高应力影响区;并根据采空区底板应力分布情况及工作面赋存条件设计了回采巷道的支护方案,在实际应用中,94316工作面回采期间巷道顶底板的移近量最大为225 mm,两帮的移近量最大为158 mm,围岩控制效果良好。     

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。     

近距离煤层群上煤层区段煤柱合理宽度研究

针对近距离煤层群上煤层留设的区段煤柱在煤柱下方形成一定区域的应力增高区,下煤层回采巷道受集中应力影响维护困难、严重影响正常生产这一难题,结合新柳矿地质条件采用UDEC2D数值计算及现场实测研究了煤柱下方底板集中应力分布特征,分析了下煤层回采巷道的布置方式对巷道围岩变形的影响,研究表明:上煤层残留煤柱越大,底板应力集中系数越大;在上煤层残留煤柱集中应力影响和本煤层工作面采动引起的应力重新分布耦合作用下,回采巷道顶底板及两帮移近量接近2000mm,巷道变形破坏严重。提出把巷道布置在采空区下方应力降低区内,减少本煤层区段煤柱宽度以及加强巷道超前支护可保证下煤层巷道稳定。     

近距离煤层煤柱下巷道合理位置的确定

为确定西铭矿下部9号煤层49401工作面回采巷道的合理位置,文章通过理论分析和数值模拟的方法,分析了上部遗留煤柱对底板岩层的破坏范围,探究了不同外错距离条件下的下煤层回采巷道的围岩变形特征,确定了下煤层回采巷道与上煤层遗留煤柱外错距离,主要得到如下结论：通过建立上煤层遗留煤柱的底板破坏模型,得到底板岩层最大破坏深度与最大水平破坏范围分别为7.55m和4.91m;随着下煤层回采巷道与上煤层遗留煤柱外错距离的增加,下煤层回采巷道的顶底板移近量与两帮移近量均呈现逐渐减小的趋势;综合考虑下煤层巷道围岩的顶底移近量和两帮移近量的变化趋势,最终确定下煤层回采巷道与上煤层遗留煤柱外错距离为15m。研究结果为其他近距离煤层煤柱下巷道合理位置的选择提供一定的参考性。     

赵庄煤矿23101巷位置选择及支护技术研究

为提高赵庄煤矿煤炭资源采出率,预在23101巷进行迎回采面留小煤柱沿空掘巷技术试验,通过数值模拟分析确定了合理的煤柱宽度为8.0 m,借鉴相关矿井的经验,确定了23101巷的最佳支护方案,现场应用效果表明:掘巷期间巷道顶底板相对移近量最大为72 mm,两帮相对移近量最大为87 mm;工作面回采期间,顶底板相对移近量约为228 mm,两帮相对移近量约为257 mm,围岩控制效果显著,留小煤柱迎回采面沿空掘巷技术应用效果良好。     

采空下近距离煤层巷道位置确定和支护参数研究

以西铭矿49405工作面皮带巷的巷道位置确定、支护形式确定的工程实际为基础。利用理论计算与现场调研的方法详细分析了近距离煤层上煤层采空时上煤层残余煤柱对下煤层回采巷道的影响,确定了西铭矿49405工作面皮带巷的位置应当为距8#煤层残余煤柱内错20 m;确定49405工作面皮带巷采用11#矿用工字钢架棚支护,棚间距为0.8 m,经过现场实测,在工作面回采时巷道两帮相对移近量为75 mm,巷道顶底板移近量为99 mm。符合回采巷道变形要求,有效保障了该矿的安全、高效回采。为该矿后续工作面回采巷道位置选择与支护参数确定提供了依据,为相似矿井提供了借鉴。     

近距离煤层孤岛工作面两侧煤柱留设宽度探讨

瑞龙煤矿近距离煤层下组工作面回采巷道围岩变形量较大。以该矿150108孤岛工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟等方法对工作面两侧的煤柱留设宽度进行了探讨;最终确定150108轨道顺槽与150107采空区煤柱宽度为25 m,150108胶带顺槽与150109工作面采空区煤柱宽度为20 m。通过现场应用并对两顺槽巷道进行矿压监测表明,巷道围岩稳定,顶底板移近量最大为95 mm,两帮移近量最大为132 mm,围岩变形较小,留设的煤柱宽度能够满足现场要求。     

斜沟煤矿厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷技术应用

斜沟煤矿正在进行8号煤层的采掘活动,为提高采出率设计在18106孤岛综放工作面进行留小煤柱沿空掘巷,通过数值模拟研究,确定合理的小煤柱宽度为5 m,沿空巷道设计采用"锚网索梁"联合支护方式,经现场工业性试验并对巷道围岩位移情况的监测表明,沿空巷道掘巷期间围岩稳定后顶底板最大移近量平均约109 mm,两帮最大移近量平均约251 mm;工作面回采期间,巷道顶底板最大移近量约289 mm,两帮最大移近量约499 mm,能够保证工作面安全回采。     

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。     

近距离煤层综放回采巷道矿压规律

针对近距离煤层开采下部煤层回采巷道矿压显现剧烈这一难题,根据某矿10303综放工作面地质和开采条件,结合综放回采巷道现场矿压观测结果,采用FLAC3D数值计算分析回采巷道应力场分布以及塑性破坏场情况,研究表明,在上位煤层残留煤柱影响和本煤层工作面采动引起的应力重新分布耦合作用下,回采巷道顶底板及两帮移近量高达1 947、2 086 mm,巷道变形破坏严重,矿压显现剧烈。提出把巷道布置在采空区下方应力降低区内,减少本煤层区段煤柱宽度以及加强巷道支护可保证下煤层巷道稳定。     

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。     

急倾斜煤层开采与开拓巷硐群扰动效应数值模拟分析

针对王家山煤矿急倾斜煤层开采与开拓巷硐群工程越界对地方煤矿安全开采问题,建立了急倾斜煤层开采与开拓巷硐群数值计算模型,分析了覆岩移动变形与应力演化规律。研究结果表明：急倾斜煤层开采,采空区上方煤层先破坏、垮落,顶板沿层理面法向发生弯曲、离层,采空区上部煤体先垮落,呈拱形结构,抑制了上覆煤岩体向采空区的垮落和移动;工作面采高5.2m,顶板发生垮落,底板也会发生滑移,顶板一侧的沉陷大于底板一侧的,在底板一侧出现断崖式现象,但垮落带发育高度小于工作面距井田边界的距离;巷硐群最大位移均发生在泥岩、煤层等软弱岩层以及断层破碎带区域,其扰动效应增加;在软弱岩层时巷道最大影响圈边界增加,影响边界贯通,但最大裂隙带高度为11.5m,裂隙带上脚未发育至井田边界标高。因此,工作面开采与开拓巷硐群对地方煤矿开采没有影响。     

软弱岩层中近距离采空区煤柱下开采的实践

近距离采空区煤柱下长壁回采将受到上煤层采空区遗留煤柱和本煤层工作面动压的共同影响。针对乌鲁木齐某矿9#煤层顶底板为软岩的特点,在分析围岩破坏机理后,提出了梁、索协同支护+顶底角注浆锚杆加固＋帮部锚杆组合支护＋底板锚梁支护及全断面铺网的联合支护方案,即实施巷道“顶底帮整体化”治理,通过在巷道中布置卸压孔,有利于高应力向巷道深部转移,改善围岩与支护结构的应力作用环境。实践证明,采取上述措施有效解决了回采巷道的顶板破坏、煤壁片帮、底板鼓起等问题。在开采过程中采取的降低采高、调斜工作面、工作面加速通过煤柱的方法也使得工作面的生产条件得到了极大的改善,保证了工作面安全开采。     

后堡煤业近距离下煤层巷道稳定性控制研究

为探究近距离煤层群下部煤层工作面安全开采巷道控制措施,在分析后堡煤业1003工作面底板应力传递的基础上,确定了1003工作面运输巷采用内错30 m的布置方式,进行锚杆索补强支护。实践效果表明,1003工作面巷道顶底板移近量稳定在125 mm,两帮移近量稳定在197 mm,顶板岩层离层量基本在10 mm以内,巷道变化处在可控范围内,能够满足矿井正常生产需要。     

顶板长钻孔替代高抽巷抽采控瓦斯与采空区注氮防火耦合治理研究

高瓦斯矿井易自燃煤层,工作面受上隅角瓦斯超限与采空区遗煤自燃双重威胁。为解决高抽巷抽采瓦斯导致采空区氧化带面积变大、增大遗煤自燃危险性的问题,以顶板长钻孔替代高抽巷,配合进风巷侧注氮,通过对长钻孔参数与注氮参数的优化,进行防火与控瓦斯耦合治理的研究。以中兴煤业1401工作面实测数据结合ANSYS数值模拟,研究了长钻孔数量、位置对工作面上隅角瓦斯的影响规律,获得以5个直径300mm、距回风巷10m、距煤层底板15m的顶板长钻孔替代高抽巷的最优方案。在此基础上,为保障对采空区遗煤自燃的有效控制,研究了注氮量与注氮位置对采空区氧化带分布的影响规律,获得在进风巷侧氧化带与散热带分界位置注入5.5m3/min的氮气,将采空区氧化带宽度降至25m的优选结果。通过对上隅角瓦斯与采空区遗煤自燃的综合控制,保证了工作面的安全生产。     

柳林煤矿采空区下煤层回采巷道支护参数优化分析

柳林煤矿5#煤层与上部4#煤层间距很小,顶板平均厚度3.69 m,且顶板起伏变化大,强度低,易破碎,给巷道支护造成困难, 5#煤层工作面开采过程回采巷道支护参数与一般常规工作面回采巷道不同,需进行针对性的分析。基于此,通过数值模拟计算,分析了5#煤层回采巷道上覆岩层为煤柱及采空区条件下,不同顶板锚杆长度、不同两帮锚杆长度、不同锚杆间距及不同锚杆排距下的巷道围岩变形规律。根据数值模拟结果,考虑回采巷道的实际情况,以形成巷道的整体支护结构为基础,确定了5#煤层回采巷道合理的锚杆支护参数。     

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...     

空巷灌浆充填技术在岳城煤矿1307工作面应用

针对综采工作面过空巷时易发生顶板垮落及煤壁大面积片帮等问题,提出了空巷灌浆充填技术体系,并对充填效果进行了现场验证。结果表明,过空巷期间巷道顶底板围岩变形均在控制范围之内,支架初撑力、末阻力、顶板周期来压情况均与正常回采阶段无明显差别,巷道内部充填体与煤岩体形成整体,提高了煤层的整体塑性,实现了工作面安全回采。     

遗留煤柱下近距离特厚煤层临空掘巷合理煤柱尺寸北大核心

选择合理的护巷煤柱尺寸是临空掘巷成功和安全的前提;以某矿30503工作面为背景,采用理论分析、数值模拟和现场实践相结合的方法,对上覆遗留煤柱和本煤层相邻采空区条件下临空掘巷区段煤柱的合理尺寸进行了研究。结果表明:通过理论分析遗留煤柱沿底板应力变化规律,确定区段煤柱留设尺寸范围应在7~10 m之间;运用数值模拟分析了不同煤柱宽度条件下临空巷道煤柱应力和变形破坏规律,综合理论分析和数值模拟得出留8 m煤柱合适。现场监测结果表明,留8 m煤柱时,临空巷道顶板最大变形量为359 mm,两帮变形量为66 mm,巷道围岩变形稳定,能够满足现场实际生产要求。     

浅埋近距离煤层开采房式煤柱群动态失稳致灾机制

针对我国西部矿区浅埋近距离煤层房采煤柱下开采时易发生工作面压架、地表台阶塌陷以及矿震灾害的现象，采用物理模拟及数值模拟方法对下煤层工作面采动时上覆房采煤柱群的动态失稳过程及工作面压架机理开展研究。实测统计榆阳区部分矿井本煤层房式开采后，只有当房采煤柱的弹性核区比例大于31%时，房采煤柱才能处于长期稳定。下煤层采后的模拟结果表明:上覆房采煤柱的破坏形式及其失稳次序同其与下煤层工作面相对位置密切相关，房采煤柱依次从工作面开切眼位置、工作面位置、采空区中部位置发生破坏及失稳，且工作面开切眼和工作面位置处煤柱多发生顺向采空区的斜切破坏，而采空区中部煤柱则发生垂向压裂破坏。根据石圪台煤矿数值模拟结果显示，上部2-2煤层房采后煤柱支承应力峰值由原岩应力2.8 MPa增大至12 MPa，应力集中系数为4.28;当下部3-1煤层工作面采后，上覆2-2煤层房采煤柱的支承应力峰值增大至30 MPa，应力集中系数达10.71;下煤层工作面开切眼侧与工作面正上方的房采煤柱呈现垂向不均匀承载特征以及受水平拉伸变形影响，是导致边界处房采煤柱易出现对角斜切破坏模式的主因。两侧边界煤柱失稳后，其顶板岩层瞬间发生整体拉剪破断从而引发矿震，顶板多层岩层以“整体运动”的形式急剧快速下沉并撞击底板，将采空区中部上方的房采煤柱压垮压塌，同时巨大的冲击力进而导致上下煤层间的岩层发生全厚切落，造成下煤层工作面发生切顶压架。实验发现从上覆房采煤柱群首个煤柱发生破坏至整体失稳运动并达到稳定，历时仅约为0.45 s，其中，上下煤层之间的岩层发生全厚切落历时仅约为0.05 s。