极薄煤层跨采下伏大巷变形破坏规律研究

针对极薄煤层跨采下伏大巷变形破坏问题,采用地质雷达测定巷道松动圈和三维激光扫描仪监测巷道变形的研究方法,研究了大巷跨采条件下的松动圈大小及巷道变形规律。监测结果表明:大巷的剧烈变形并未发生在相应的工作面周围,而是落后工作面数十米的位置,其变形形式为巷道底板整体上鼓,最高达到287.4 mm;巷道两肩及巷顶未发生明显下沉破坏。大巷破坏原因为:受采动影响,大巷上覆岩层破坏导致大巷上部工作面采空区积水沿裂隙流入大巷周围,大巷围岩受水浸泡变软膨胀,同时,上部工作面的开挖使得巷道垂直方向应力获得释放,导致大巷底板向上抬升。鉴于跨采影响下导致巷道变形较大,对于类似情况建议将U型钢可伸缩支架的排距从1 m减小为0.8 m。     

深部矿井下山采区底板巷道跨采技术研究

针对平煤十矿采区底板回风下山巷道工程地质条件,通过数值计算研究了深部回风下山底板巷道变形破坏严重的主要原因、跨采前后底板巷道围岩应力场和位移场以及跨采期间巷道围岩变形规律。研究结果表明,原岩应力高、围岩岩性差以及工作面采动影响,是采区回风下山巷道围岩变形失稳破坏严重的主要原因。跨采前巷道底板应力场呈"泡形"分布规律,巷道围岩最大应力集中系数为2～3;跨采后底板巷道围岩应力恢复到原岩应力。跨采期间底板巷道围岩移近量为底板巷道与跨采工作面水平距离L的单调递增函数。研究结论对于实现采煤工作面安全跨采提供了技术支撑。     

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。     

西曲矿12315运输巷矿压显现特征及支护技术

西曲矿12315运输巷成巷后围岩变形破坏严重,通过现场勘查和矿压监测研究表明,临近工作面采动影响下,顶板严重下沉,底板遇水膨胀底鼓严重,采用“强顶强底”的支护理念,增加顶板锚索数量提高顶板的支护强度,采取底板隔水措施抑制底鼓。现场应用后矿压监测结果表明,采动影响下巷道顶板离层量很小,底板底鼓量最大为208 mm,顶板下沉量小于60 mm,两帮总相对移近量小于73 mm,巷道变形量能够满足工作面回采期间的正常使用。     

祁南煤矿工作面跨大巷回采水力压裂切顶卸压技术研究

淮北矿业股份有限公司祁南煤矿东翼轨道运输大巷位于313工作面的底板砂岩层中,在工作面接近和跨大巷回采的过程中,大巷受工作面采动的影响,易于造成大巷支护失效、围岩变形严重.虽然采取了巷道围岩注浆加固和锚杆补强的技术措施,但巷道变形控制依然没有明显的效果.为了减小动压影响下的大巷变形,对东翼轨道运输大巷顶板砂岩层实施水力压...     

华恒矿业双大巷跨采技术及巷道加固支护效果分析

针对华恒矿业有限公司矿井开采后期,常常存在跨采大巷情况,以61103外段工作面跨采-650 m水平西翼大巷和西翼总回风巷为例,分析了工作面超前支承压力在底板岩层传播规律,结合双大巷地质资料,提出了高强度锚索（锚杆）梁、压网联合支护、架设U形棚和工字钢棚支护的加固方案。通过巷道围岩变形监测结果,巷道加固增加了顶板支护强度,使巷道受力支撑点作用在两帮上,造成巷道两帮出现位移,且巷道围岩集中应力传播到巷道底板,出现底鼓现象,巷道加固支护方式、支护参数合理。     

深部厚煤层采动巷道失稳特征及锚网索注梯级支护技术

随着煤炭开采深度的增加,采动巷道大变形、难支护、反复修复等问题较为突出。针对深部厚煤层采动巷道支护难题,采用钻孔成像仪探测深部厚煤层采动巷道围岩松动破碎区分布特征及范围,采动巷道松动破碎范围约为2.8～3.7 m,属于大松动圈不稳定围岩。开展深部厚煤层采动应力分布规律及巷道失稳特征相似材料模型试验与FLAC^3D数值模拟分析,揭示工作面回采时采动应力传递规律及采动巷道围岩变形场、应力场与塑性区的分布特征,确定深部厚煤层工作面停采线距离巷道约50 m,以降低采动应力对煤层底板巷道稳定性的影响。基于理论分析及支护结构承载特性模型试验等,提出深部厚煤层采动巷道锚网索注梯级支护技术,并成功应用于郭屯煤矿-808 m水平进风大巷支护工程实践。现场矿压监测结果表明,采动巷道围岩变形持续约60 d后趋于稳定,围岩顶板最大下沉量为71～75 mm、底板最大鼓起量为63～69 mm、帮部最大内挤量为94～118 mm,未发生冒顶与片帮等事故,取得良好的支护效果。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。     

迎采动工作面沿空掘巷动态分段围岩控制技术

为解决神华蒙西矿区单翼开采矿井采掘接替紧张的难题,采用现场观测和数值计算的方法对迎采动工作面沿空掘巷上覆岩层运动和围岩变形的时空效应进行研究,得出迎采动阶段巷道围岩变形量与采掘工作面之间的距离呈逻辑斯蒂函数关系,沿空掘巷阶段巷道围岩变形量与巷道掘进距离呈指数函数关系.在此基础上,确定并调整了各段巷道的掘进时机和支护参数,提出了“高阻支护、动态监测、分段控制、固结煤帮、稳控顶板”的动态分段控制原理和“分段锚网索梁联合强力支护,重点时段窄煤柱注浆加固、单体支柱π钢梁加强支护顶板”的动态分段控制技术.现场实践表明,巷道顶底板和两帮变形量均小于900 mm,有效控制了迎采动工作面沿空掘巷的变形破坏.     

集中胶带大巷围岩稳定性控制技术验证

为验证集中胶带大巷优化后支护设计的围岩控制效果,在工作面内均匀设置了测站,定期对工作面两帮位移量和巷道顶板位移量进行观测。结果表明,在矿压观测的前9d,巷道的变形增大的相对快;随着监测时间的增加,巷道表面的变形速度开始逐渐减少;矿压观测38 d后,巷道的顶底板变形速度及两帮变形速度开始趋于稳定。但是巷道顶底板的位移量与巷道两帮的位移量都在增大,巷道顶底板总的位移量约255 mm,两帮位移量约150 mm。总的来说巷道围岩变形量都在50d内趋于稳定,有效控制了围岩的变形,满足了安全生产要求。