极近距离煤层回采巷道合理位置确定与支护技术

基于极近距离下煤层复合项板回采巷道压力大、巷道维护困难、翻修率高的问题,提出了下煤层回采巷道采用内错布置形式,确定了不同层间距极近距离下煤层回采巷道的分段支护、联合支护方案以及支护参数。结果表明：下煤层回采巷道内错5．0m布置在低应力区,当煤层顶板厚1．8-4．m,采用锚杆＋钢带进行一次支护,工字钢棚进行二次支护的联合支护;当顶板上部为实体煤或是采空区且层间距4．O-6．5m,采用锚杆＋钢带进行一次支护,锚索＋工字钢梁进行二次支护的联合支护;当顶板厚6．51TI以上或上覆为实体煤时,采用锚杆一钢带进行一次支护,锚索进行二次支护的联合支护效果较为理想。     

极近距离煤层变厚度顶板下部回采巷道综合控制技术

针对三交河矿极近距离煤层采空区下变厚度顶板下部煤巷布置及合理支护的技术难题,通过上部残留煤柱应力扩散分析与提高掘采回收效率考量,确定601首采面两巷采用反向大错距的布置方案。在开展现场巷道顶板窥视、锚固力测试与预紧扭矩转化试验的基础上,提出了适应不同地质条件的煤巷差异化支护方案:架棚-锚杆联合支护、锚杆-锚索支护及锚杆-钢带-锚索支护。在井下实施了两条回采巷道的全进尺支护示范,监测结果表明:掘巷期间锚杆锚索工作载荷快速稳定,预紧力设计合理,围岩最大变形量30mm;回采期间超前巷道顶板最大下沉93mm。相关回采巷道综合控制技术保障了近距离下部煤层的安全高效开采。     

近距离下层煤巷道布置方式研究

针对近距离下层煤回采巷道矿压显现剧烈的特点,提出了创新下部煤层巷道布置方式;根据煤层底板破坏机理,建立了煤层底板破坏理论计算模型,得出下层煤顺槽合理错距计算公式;并确定了近距离煤层在不同层间距条件下,采用分段支护、锚网梁联合架棚支护方案,现场矿压观测表明该支护方案能保证巷道的正常使用。     

近距离煤层同时开采巷道布置优化研究

为确定某煤矿3和4号近距离煤层同采时下煤层回采巷道布置方式,结合煤层地质条件,采用理论分析确定下煤层巷道采用外错式布置方式,运用FLAC3D数值模拟软件确定下煤层回采巷道的合理外错距离为20 m,通过现场对4号煤层3409工作面材料巷顶底板及两帮变形进行观测分析,巷道在距工作面60 m以内顶板最大位移为150 mm,两帮最大位移为120 mm,超前工作面60 m以外,巷道变形量趋于稳定,结果表明,2层煤同时开采,工作面巷道外错20 m,在加固条件及合理的锚杆锚网支护作用下,巷道稳定性良好,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足工作面正常推进的要求。     

残采复采煤层巷道布置及支护技术研究

针对残采复采煤层,为了确定再生顶板下巷道掘进合理位置及支护形式,通过采用理论分析、数值模拟及现场试验的方法。确定了内错距离为9 m的下分层内错巷道布置形式为最佳,分析了不同留顶厚度下巷道顶板下沉弯曲量,确定巷道合理留顶厚度为1.0 m以上;同时巷道支护形式宜采用锚喷与架棚联合支护。研究表明,采用该种巷道布置及支护方式能有效提高巷道成形率,提高巷道安全性能。     

香源煤业近距离煤层联合开采巷道布置及支护研究

针对香源煤业的近距离煤层群开采的地质条件,为了优化香源煤业2#、3#、4#煤层联合开采的巷道布置方式及支护方案,综合采用理论分析、数值模拟与现场监测等手段和方法,通过探讨下部煤层巷道回采方式以及上煤层开采对下煤层的破坏程度的分析和计算,提出3#和4#煤层采用同向内错式布置且内错距至少3m,适当可增加错距。并结合矿井现场观测巷道围岩变形量,对于局部层间距变小、无法施工锚索时,提出采用“锚网梁+11#工字钢棚”支护。结果表明：提出的3#和4#煤层巷道布置方式更合理,优化后的巷道支护方案对维护巷道围岩顶底板区域效果明显,同时此研究结果也为其他相似地质条件的矿井合理进行回采巷道布置及支护提供了参考依据。     

大埋深破碎围岩巷道变形控制技术

120801运输巷受埋深大、上覆11号煤层采动等多重因素影响,导致巷道围岩破碎、支护难度大。结合现场条件,提出采用中空注浆锚杆+高强柔性金属网+工字钢架棚组合支护方式控制围岩变形。在巷道顶板采用涨壳式终孔注浆锚杆并配合注浆,提升顶板岩体整体稳定性及承载能力,加强锚杆围岩控制效果;巷道顶板及巷帮均铺设TECCO高强度柔性金属网,给巷道壁较大的支护作用力;按照1 000 mm棚距架设钢棚,进一步提升护表强度。现场应用后,120801运输巷顶底板、两帮最大移近量分别为66 mm, 58 mm,锚杆、架棚等支护体系均未出现失效、变形等问题,巷道围岩变形量较小,实现了深部破碎围岩巷道变形的有效控制。     

离层破碎顶板回采巷道锚网索联合支护技术研究

针对某矿回采巷道顶板离层破碎的特点,在对比分析了架棚支护与锚杆支护优缺点的基础上,提出了采用锚杆支护的方式控制围岩变形。结合理论分析、数值计算等方法确定了回采巷道锚网索联合支护参数,即锚杆间排距800 mm×800 mm,锚索间排距2 000 mm×1 600 mm,长度8 000 mm,五花布置。采用该支护方案后巷道围岩变形情况为:顶底板移近量最大为260 mm,两帮移近量最大为220 mm,顶板离层量最大为18 mm。表明该方案能有效控制巷道围岩变形,可为其他地质条件类似的矿井提供借鉴。     

近距离煤层回采巷道合理位置确定应用研究

为了确定近距离煤层回采巷道合理位置,采用物理力学参数试验分析巷道围岩特性,得到了煤、直接顶、直接底的工作面围岩强度参数。基于此,进行了理论分析、数值模拟和现场试验,研究了近距离煤层回采巷道合理位置。研究得出,根据数值模拟和理论分析,将己16-17-31020运输巷布置方式确定为外错式;把己16-17-31020运输巷布置在己15-31040采空区的下方,其巷道距上覆遗留煤柱边缘水平距离为25 m。顶板采用高强度预应力锚杆和高强度高预紧力锚索,帮部锚杆采用高强度预应力锚杆,对其进行围岩变形量观测和顶板离层监测。巷道顶底板最大移近量为57 mm,两帮最大收敛量为104 mm;巷道深部最大离层量为11 mm,浅部最大离层量为10 mm。在大平距外错的布置方式下,巷道的支护难度低、应力环境小、控制效果好。研究有效解决了巷道大变形、高应力问题。     

近距离煤层群开采采空区下方回采巷道支护技术研究

针对近距离煤层群采空区下巷道围岩支护面临顶板破碎、支护难度大等问题，以51101运输巷围岩支护为工程背景，提出依据巷道顶板与上覆采空区层间距厚度变化情况，采用动态设计方法确定围岩支护技术方案。顶板与采空区层间距按照1.5 m、1.5～5.1 m、5.1 m划分3个阶段，各阶段分别采用钢架棚、钢架棚+锚杆、锚网索支护方式，并通过理论计算以及工程类比法确定支护参数。现场应用后，51101运输巷掘进及后续使用期间围岩始终保持稳定，实现了近距离煤层群采空区下巷道围岩变形的有效控制。     

采煤工作面顺槽近距离煤层锚网支护研究与应用

鲍店煤矿七采区东翼分为3上、3下两层煤,工作面布置靠近煤层分岔线,工作面内煤层间距约为2.5～5.1m,层间距较小,巷道支护强度要求高,以有效的控制顶板。为确保采掘接续不脱节,且安全顺利进行回采工作,对近煤层巷道的支护进行了研究,终确定了可根据层间距的不同采取不同的支护方式。在3下煤巷道支护中进行分段,当层间距大于5m时采用锚网支护;层间距小于5m时采用锚架联合支护或架棚支护。经过七采区3下煤首采工作面巷道支护实践,其应用效果较好。     

极近距离下位煤层回采巷道优化布置研究

基于FLAC3D数值模拟方法,对某矿上位3号煤层开采时对底板(下位4号煤层顶板)的影响进行了数值模拟计算,并进一步对下位4号煤层回采巷道的不同位置进行了模拟分析,最终确定了回采巷道的布置方式及合理错距.研究结果表明:3号煤层的开采严重破坏了两煤层之间岩层的完整性,并对4号煤层回采巷道的布置产生较大影响,综合考虑应力分布特征、顶板下沉位移量、破坏区分布及支护方式,最终确定巷道采用外错式布置,巷道的外错距离为16～20 m较为合适,经现场实践检验,能够满足现场支护要求,取得了较好的支护效果.研究结果对于我国极近距离煤层开采具有重要的参考价值.     

近距离煤层采空区下裂隙发育顶板巷道支护技术研究

针对近距离煤层采空区下裂隙发育顶板巷道变形难以控制的问题,以巷道位置选择、裂隙发育顶板结构分析为出发点,采用小孔径围岩结构窥视、数值计算的方式研究了上、下部煤层顶板岩层结构和应力分布特征。研究结果表明,同向内错布置可避开上部煤层残留煤柱集中应力传递和扩散对下部煤层的影响,解放了下部煤层开采部署;近距离煤层层间距小,夹层裂隙发育,必须严格控制岩层的进一步扩容变形,控制裂隙扩展。针对近距离煤层采空区下裂隙发育顶板提出了采用高预应力全长锚固锚杆支护系统,下部煤层巷道变形得到了有效控制,取得了良好的效果。     

近距离煤层下层煤巷复合顶板锚杆与桁架支护技术

曹庄煤矿目前主采石炭二叠纪太原组7,8,9,10-2层煤,9,10-2层煤为近距煤层,10-2层煤顶板距9层煤采空区厚2.09m,顶板为煤岩复合顶板极易破碎。多年来,10-2层煤巷道全部采用11#工字钢梯形棚支护,随着矿井开采深度增加,矿压显现越来越突出。为解决10-2层煤顶板支护问题,在10-2层煤巷道采用锚杆与桁架支护试验,试验巷道不但在正常支护状态下变形量小,而且在工作面推采超前压力作用下基本无变形。实践证明在近距离、采空区下、破碎复合顶板煤巷中使用锚杆与桁架支护技术,安全可靠,社会经济效益显著,可供相似条件下的煤矿推广使用。     

近距离煤层采空区下顶板支护研究

五虎山煤矿9#、10#煤层平均层间距3.85 m,且受9#煤采动影响,10#煤顶板岩层已失去完整性,使得回采巷道应用锚杆支护十分困难。为了能够安全、高效地掘进10#煤巷道,分别采用了桁架、架棚支护,但都未达到预期的效果,最后在1004运输巷内进行桁架-架棚联合支护实验,取得了良好的支护效果,为类似条件的矿井提供了借鉴。     

近距离采空区下回采巷道锚网索支护技术

针对大埋深近距离下位煤层回采巷道小平距内错布置方式下高应力带来的大变形问题,以己16-17-31020工作面运输巷为例,分析了巷道控制原则与技术,采用数值模拟,分析了不同支护方式下巷道围岩应力及变形分布特征。研究得出,支护方案采用顶板间排距为1 200 mm×1 600 mm的22 mm×6 500 mm预应力锚索、顶板间排距为700 mm×800 mm的22 mm×2 600 mm高强预应力锚杆、两帮间排距为750 mm×800 mm的20 mm×2 400 mm高强预应力锚杆时,巷道围岩的变形程度最小。研究可有效解决大埋深近距离煤层的大变形问题,可为条件相似的矿井提供借鉴。     

大地精煤矿近距离煤层同采面错距和巷道布置研究

为合理确定大地精煤矿近距离煤层同采工作面错距及巷道布置方式,采用滑移线场理论分析上部煤回采后对下部底板的破坏特征,结合煤层地质条件,得出上煤层开采后对底板的最大破坏深度为9.35 m;在稳压区和减压区2种错距理论下,得出同采煤层错距范围,经过对比近距离煤层夹层厚度和下煤顶板完整程度等因素,确定采用减压区布置,最小错距为16.75～29.85 m;通过数值模拟分析,得出重叠式巷道布置下上区段煤柱和下煤层巷道应力场叠加,确定5-2煤回采巷道内错式布置,内错距为6 m。理论数值计算辅之数值模拟分析确定该矿同采面合理错距和巷道布置方式,指导实际生产。     

动压巷道离层变形特征及支护技术研究

为了对比分析不同支护方式下围岩离层变形过程的差异,以铜川矿区复合顶板动压巷道为例,在同一回采巷道内分别设置工字钢棚试验段和锚杆支护试验段,采用巷道矿压在线监测系统实测两种支护方式下围岩离层变形的动态过程,探究不同支护方式下的围岩变形机理,为确定合理的巷道支护方式提供依据。实测结果表明:主动支护和被动支护时动压巷道离层变形过程有本质区别,在锚杆支护地段深部与浅部围岩以同步变形为主;而在工字钢架棚支护段,深部与浅部围岩的位移量差别较大,出现了较大的离层空间,棚式支护不能满足围岩变形要求。根据试验巷道围岩支护体的信息反馈结果,动压巷道应该采用主动支护方式,据此采用高预应力强力一次支护理论进行了动压巷道支护方案优化设计,改进后的支护方案能够满足动压巷道的支护要求。     

"三软"煤层回采巷道支护数值模拟研究

在煤软、顶板软且受上覆煤层采动破坏和影响的煤层中,选择合理的支护方式和参数,对保证工作面安全生产、减少巷道维护成本十分重要,本文对临涣煤矿9#"三软"煤层三种支护方式,即工字钢梯形棚、锚杆钢带支护、梯形棚-锚杆钢带联合支护方式,不同护巷条件下的支护效果进行FLAC数值模拟分析,提出了适合该矿9#煤层工作面回采巷道条件的巷道支护方式,现场应用效果显著.     

弱胶结富水巷道合理支护技术研究

为了解决大南湖西五矿围岩胶结性差、顶板含水量大导致巷道支护困难的问题,采用现场实测与数值模拟相结合的方法,进行了现场锚固性能测试,分析了随顶板岩层含水量增加,采用架棚支护、锚杆支护和锚杆锚索联合支护3种支护方式时巷道围岩变形规律和支护体受力特征。研究结果表明:在现场围岩条件下锚杆、锚索可以达到规定的拉拔力;顶板含水量较大时采用架棚支护围岩变形严重,梯形棚发生结构性失稳,而锚杆锚索联合支护可以有效减弱在水作用下锚杆轴向力的降低,大幅减小围岩变形。现场观测结果显示锚杆锚索联合支护围岩控制效果显著。