厚煤层沿空巷道静态及动态叠加围岩控制技术研究

为保证80101工作面回风巷在沿空掘巷及工作面回采期间的围岩稳定,针对回风巷的具体地质条件,在沿空掘巷阶段采用静态支护手段,工作面回采阶段,在原有支护的基础上采用动态叠加支护,对煤柱帮进行锚注加固,对实体煤帮打设卸压孔。结果表明,沿空巷道围岩的变形量得到了有效控制。     

倾斜厚煤层深部开采巷道变形破坏探析

根据单家村煤矿倾斜厚煤层深部开采巷道变形破坏的调查实测结果，分析了底板巷道变形破坏的原因，提出相应的控制技术措施。     

厚煤层综放沿空巷道支护方案优化*

厚煤层沿空巷道开采对巷道及顶板扰动较大,合理的支护方案既能保证巷道围岩稳定,又可以加强煤柱和围岩整体的支护效果。以塔山煤矿30503工作面为研究背景,通过现场实测,发现原支护方案煤柱及巷帮破损严重,原支护方案也不合理。为此,结合巷道上覆岩层矿压显现规律,提出新的可靠的非对称支护方案,通过增加锚杆直径、长度、数量及锚索数量来增加支护强度和范围,最后运用数值模拟软件分别模拟新旧支护方案垂直应力和水平力分布,结果显示,新支护方案锚索有效控制了垂直应力向巷道侧转移,并较好地控制住水平应力对沿空煤巷顶板岩层的作用,新支护方案取得预期效果。     

倾斜厚煤层沿空掘巷围岩稳定性控制技术研究

为了解决倾斜厚煤层沿空掘巷期间动压显现剧烈,巷道支护破坏严重,维修困难等问题,通过优化巷道支护参数,布置矿压监测站,对留设不同宽度煤柱的巷道围岩表面位移、深部多点位移、顶板离层、煤帮应力、锚杆和锚索受力进行了跟踪监测。得出：巷道达到稳定状态后,煤柱宽度为6.0 m时,顶板下沉量为162 mm,两帮移近量为254 mm;煤柱宽度为8.0 m时,顶板下沉量为92 mm,两帮移近量为360 mm;煤柱宽度为9.0 m时,顶板下沉量为114 mm,两帮移近量为595 mm。结果表明：煤柱宽度为6.0 m时,围岩控制效果好,倾斜厚煤层沿空巷道立体协控技术有效地控制了巷道围岩变形。     

厚煤层沿空动压巷道锚网支护技术

针对厚煤层综放工作面开采与沿空掘巷形成的采动及采空区交错重复动压影响问题,结合付村煤业有限公司3上408综放工作面的开采特征,采用理论分析和数值模拟相结合的方法,研究了厚煤层沿空动压巷道围岩变形特征,并提出锚梯网(锚索)联合支护方案,通过对厚煤层沿空巷道锚杆应力、围岩变形实测,结果表明:厚煤层沿空巷道宽度收缩率为1.4%,高度收缩率仅为1.2%,达到围岩控制要求,保证巷道正常使用。     

厚煤层沿空掘巷围岩变形控制技术

针对张集煤矿1213（3）厚煤层大采高综采面的具体地质采矿条件和现有支护状况，分析了1213（3）面沿空掘巷的技术措施，在实测资料基础上，分析了厚煤层大采高综采面沿空掘巷围岩控制的效果，得出的结论对厚煤层沿空掘巷推广应用具有指导意义。     

厚煤层留小煤柱沿空掘巷支护技术研究

为研究厚煤层小煤柱沿空巷道的围岩变形特征及支护技术,解决巷道的失稳难题,以魏家地煤矿西2305运输顺槽为研究对象,采用理论分析及数值模拟对小煤柱巷道围岩结构形态及应力分布状态进行分析,采用现场实测的方式对沿空巷道围岩变形及支护参数展开研究。研究表明,小煤柱巷道围岩应力受一次回采影响呈非对称性,煤柱受力与上覆岩层载荷及悬露基本顶岩块长度成正比,与煤柱宽度成反比;小煤柱沿空巷道在掘进期间,围岩变形量相对较小,且变形沿巷道中轴线呈高度对称性;一次回采后,巷道围岩在煤柱侧变形和破坏较大,巷道变形呈非对称性。基于现场实测所得巷道围岩变形特征,提出了加强锚索进行小煤柱巷道的加固。通过现场工业性实验,加强支护后,煤柱侧帮部变形量减小至原来的58.3%,有效控制巷道围岩变形,减小煤柱帮部变形严重的问题。     

厚煤层沿空掘巷围岩变形控制技术

针对张集煤矿1213(3)厚煤层大采高综采面的具体地质采矿条件和现有支护状况,分析了1213(3)面沿空掘巷的技术措施,在实测资料基础上,分析了厚煤层大采高综采面沿空掘巷围岩控制的效果,得出的结论对厚煤层沿空掘巷推广应用具有指导意义。     

厚煤层小煤柱沿空掘巷支护技术研究

为解决下霍煤矿工作面区段煤柱留设宽度大、巷道变形严重的问题,根据2305工作面的开采条件,采用理论分析和数值模拟的方法,确定了8 m的小煤柱宽度,提出了合理的锚网索喷联合支护方案,并在现场进行了试验。结果表明：掘进期间巷道变形量小,小煤柱留设宽度合理,能够满足工作面安全生产需要,同时提高了煤炭资源回收率。     

深井厚煤层沿空巷道超前支护设计优化

针对深井厚煤层综放面超前支护范围内沿空巷道变形难以控制的问题,结合工作面超前支承压力分布规律,确定了超前支护和加强支护范围,建立了沿空巷道超前支护体受力力学模型,获得了支护体的支护阻力,设计了支护参数.得到:巷道加强支护范围为20 m,支护体的支护阻力为2428 kN/m,支护参数为一排单元支架和两排单体支柱;巷道超前...     

深井厚煤层沿空巷道变形特征及支护技术研究

为解决沿空巷道支护问题,以湖西矿井31104运输巷为研究对象,分析现有支护下巷道破坏特征及破坏原因,提出巷道支护优化方案。运用FLAC3D模拟计算巷道原有支护及支护优化后围岩变形情况,计算结果和监测结果表明,支护优化显著提高围岩强度与承载能力,有效控制巷道变形。     

厚煤层巷道沿底掘进围岩变形特征与支护技术研究

以山西潞安集团佳瑞煤业15101工作面轨道巷为工程背景,采用FLAC3D数值计算软件对厚煤层巷道沿底掘进时围岩受力、变形与破坏特征进行模拟分析,并在此基础上提出厚煤层巷道围岩控制对策,设计合理的锚杆锚索支护参数应用于井下,支护效果良好。     

风化灰岩覆盖厚煤层沿底巷道支护技术研究

11912综采面为葛泉风井东翼的第一个工作面,工作面内共2个煤层,分别为8#煤和9#矿煤.顶板为大青灰岩,巷道在掘进巷道300 m后,11912两巷8#、9#煤直接顶大青灰岩分别出现了风化严重,裂隙发育,有黄泥填充,树脂药卷无法穿过破碎带,锚索线不能正常使用.对此条件下顶板支护工艺的研究不仅将在全煤巷道支护工艺研究方面取得进展,而且对掘进巷道实现快速安全的、高效的具有直接现实的意义和广阔的应用前景.     

倾斜煤层沿空掘进巷道不对称支护技术

鉴于现阶段绝大多数巷道采用对称支护方法这一现状,通过理论分析、数值模拟以及物理相似模拟技术揭示巷道围岩的受力状态及变形破坏特征。研究表明倾斜煤层沿空掘进巷道围岩呈明显不对称受力状态及变形破坏特征,巷道断面与岩层倾斜方向成钝角的部位首先产生变形破坏,随后产生连锁反应,巷道的其他部位破坏,最后造成整个巷道的破坏失效。因此常规的对称支护技术不能保证巷道围岩的稳定,针对这一研究结果提出采用非对称的支护技术,在对称支护的基础上对薄弱（关键）位置补充加强支护,防止薄弱（关键）部位的破坏而导致的整个巷道的连锁式破坏,使巷道整个断面的变形趋于协调。在巷道掘进过程中和工作面回采过程中通过现场矿压及围岩变形量的检测分析,锚杆的受力均匀,巷道变形能够满足安全生产要求,表明支护效果较好,对类似条件巷道的支护有借鉴意义。     

含夹矸厚煤层沿空巷道围岩稳定性及支护技术研究

为保障含夹矸厚煤层综放沿空巷道的稳定性,确保工作面的安全高效开采,采用数值模拟分析了不同夹矸条件下沿空巷道围岩的应力分布、塑性区分布以及巷道围岩的位移。研究表明:夹矸的存在破坏了巷道围岩的连续性,使得围岩稳定性较差;厚层夹矸条件下,巷道围岩较稳定;当夹矸硬度与煤层硬度相近以及夹矸位于巷道顶部时,巷道围岩稳定性相对较好。在此基础上,提出了合理围岩控制技术,确定选用锚网索配合梯形钢带联合支护的方式,并提出了合理的支护参数;通过工程实践2验证了含夹矸厚煤层沿空巷道围岩控制技术的合理性,确保了工作面的安全高效生产。     

沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素研究

为了研究沿空留巷巷道围岩变形破坏特征及影响因素,采用理论研究、数值模拟和现场实测相结合的方法,研究了沿空动压巷道围岩结构分类、沿空动压巷道围岩变形破坏特征以及围岩变形破坏影响因素。研究得出:巷道围岩层位的物理力学性质与护巷煤柱侧开挖空间的差异,把沿空动压巷道分为8个类型;围岩破坏主要集中在岩性较弱的巷道顶板以及护巷煤柱侧;影响巷道稳定性的主要因素有巷道开挖顺序与布置、构造应力、巷道支护、两次动压。研究对沿空动压巷道在采动影响下的围岩控制技术和破坏失稳机理提供了技术支持。     

深部倾斜煤层沿空掘巷围岩变形特征与控制技术研究

通过对深部倾斜煤层沿空掘巷掘、采两阶段围岩应力场与位移场的分析,揭示了该类巷道围岩非对称大变形特征：窄煤柱帮与底板变形量远大于实煤体帮及顶板,巷道整体断面收敛率大。产生该变形破坏特征的原因：1)巷道埋深大,围岩处于较高的应力环境中;2)护巷煤柱宽度及支护阻力过小,使其过早进入残余承载阶段;3)无支护底板作为变形破坏能量主要释放通道,加剧了巷道顶帮围岩整体下沉。通过对不同宽度护巷煤柱方案的数值模拟,合理确定了试验巷道护巷煤柱宽度及试验巷道支护技术与参数。工程实践表明,采用新支护技术后,巷道窄煤柱与底板非对称变形大变形得到了有效控制,保持了巷道长期稳定。     

厚煤层沿空掘巷围岩控制技术研究

针对张集煤矿1213(3)工作面轨道巷原支护方案的不足,采用数值模拟方法设计了加固方案,并进行了现场试验,其结果证明全断面加固技术能有效控制围岩变形量。     

深部厚煤层沿底巷道两帮变形破坏机理研究

为解决深部厚煤层沿底巷道变形大、围岩维护难题,以营盘壕煤矿2201工作面运输巷为工程背景,分析巷帮变形破坏特征及关键影响因素,基于巷帮应力状态分析,探讨巷帮围岩变形破坏机制,引入梁柱力学模型和剪切滑移破坏模型,确定巷帮综合破坏深度和锚杆长度,并运用数值计算方法对其进行系统模拟研究和论证。结果表明：两帮上部片状破裂,中上部层状开裂,中部块状剥落碎胀鼓起明显;支护系统欠合理、巷帮煤体性质变化、断面大、地应力高是造成巷帮变形破坏的主要原因;巷帮围岩变形破坏表现为浅部动态卸荷劈裂破坏、中深部(单侧无侧限)单轴压缩劈裂破坏(合称为“H”型破坏)和深部不完全共轭剪切破坏(“Y”型破坏)的“H+Y”型破坏机制,能够解释现场调研发现的煤巷变形破坏特征和现象;梁柱力学模型和剪切滑移破坏模型能够反映巷帮围岩的稳定性,综合破坏深度等于拉伸(劈裂)破坏深度与剪切(压剪)破坏深度之和;数值模拟与理论分析结果较为一致。