曹村矿近距离煤层群下位煤层巷道布置分析

 本文结合曹村矿近距离煤层群具体地质条件,实测下位煤巷分别为内错、重叠、外错三种布置方式的巷道变形规律,研究表明,巷道内错布置时围岩变形量比重叠和外错布置时小,且随内错距离增大围岩变形量减小,内错5m布置时,顶底板移近量174.5 mm,两帮移近量142.6 mm,当内错距离增大到10m时,顶底板移近量142 mm,两帮移近量132 mm。当巷道内错3~6 m布置时,巷道围岩变形量较小,顶底板移近量181-167 mm,两帮移近量148-140 mm,综合考虑回采率等因素,认为下位煤层巷道内错3~6m较为合理。     

极近距离煤层下分层巷道布置方位及支护技术研究

在地质生产条件调研和地质力学测试的基础上,模拟了11~#煤层工作面开采后12~#煤层围岩应力分布情况,确定12~#煤层巷道外错11~#煤煤柱距离为2m,提出了合理的巷道支护技术,并开展了现场试验。结果表明:泰安煤矿12101运输巷采用"及时支护、高预紧力、强护表"的巷道支护技术后,顶板下沉量在35mm以内,两帮移近量在80mm以内,在掘进期间巷道变形量不大,支护方案合理可靠。     

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。     

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。     

小峪煤矿采空区下巷道合理内错距及围岩控制技术研究

针对近距离煤层采空区下巷道变形严重难以维护的问题,以小峪煤矿8208回采工作面2208巷为工程背景,通过FLAC^3D数值模拟软件分析了不同煤层间距及内错距离对巷道围岩稳定性的影响,得出2208巷与上位19^#煤层采空区煤柱的合理内错距离为30 m;并对采空区下巷道支护方案进行了详细设计。现场应用结果表明：掘进期间巷道顶底板最大移近量为100 mm,两帮最大移近量为260 mm,巷道整体稳定性较好。     

基于煤巷两帮基础刚度效应的控帮护巷支护原理

煤层巷道两帮煤体相对顶底板岩层强度低、可变形性强,两帮煤体大变形对巷道围岩整体稳定性有着极其重要的影响。基于煤巷两帮煤体严重变形的工程实际,考虑巷道两帮煤岩体的可变形性,建立了由Winkler可变形基础支承的顶板悬梁力学模型,分析并揭示了顶板的弯矩和挠度分布特征及规律,提出了基于煤巷基础刚度效应的"控帮护巷"支护原理:通过加强两帮支护提高锚固煤体的基础刚度,控帮支护的直接控制两帮煤体的变形和破坏,并进一步通过基础刚度效应改善整个巷道围岩的应力状态,抑制顶底板变形破坏,提高围岩承载能力和稳定性。通过数值模拟分析与现场工程试验,对基础刚度效应和"控帮护巷"原理进行了分析和验证。研究表明:在两帮垂直集中应力作用下,巷帮煤体压缩变形明显,顶板岩层随基础变形而弯曲下沉,两帮基础刚度对顶板变形量影响显著,是顶板变形的关键影响因素;在顶板支护相同的条件下,加强两帮支护不仅使掘进和采动影响期间的两帮的塑性破坏范围和移近量显著缩小,还有效地控制了顶底板的变形破坏情况,是巷道围岩整体稳定性控制的有效途径。研究工作深化了煤巷围岩控制中对巷帮支护重要性的认识,揭示了控帮护巷的支护机理。     

内错尾巷围岩变形控制技术

针对阳煤二矿综放工作面内错尾巷受到强烈采动影响发生严重变形,分析了尾巷围岩变形破坏的原因,研究了尾巷围岩控制原理,提出了"采用分节组装式混凝土支柱将顶板压力传递到底板中央控制底鼓,同时减轻两帮受力,进而控制两帮的相对移近量"的高应力内错尾巷围岩控制技术,并应用于80704内错尾巷。试验表明,工作面回采过程中,在混凝土支柱加强支护段内未出现明显底鼓现象,支柱底端未插入底板,巷道断面积普遍保持在6.2 m2以上,顶底板相对移近量最大510 mm,两帮相对移近量最大130 mm。     

过逆断层掘进巷道合理支护方案确定

为确定店坪煤矿2003巷掘进过逆断层巷道的合理支护方案,文章通过理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了巷道围岩变形的变形特征,最终提出了掘进巷道过逆断层期间巷道的锚网索合理支护方案,主要得到如下结论：1）掘进巷道过逆断层前后巷道围岩锚网索支护方案中,锚杆长度2.5 m,锚杆间排距600mm×600mm;锚索长度7 m,锚索间排距为1000 mm×1200 mm;2）巷道顶板的垂直变形和两帮的水平变形均呈现“中间大、两端小”的特征,其中最大顶板下沉量为100 mm,最大两帮移近量为29 mm;3）现场实测结果显示在巷道掘进21天后,巷道顶底板移近量和两帮移近量的增长变化不大,最终巷道顶底板移近量和两帮移近量分别维持在95mm和60mm左右。掘进巷道围岩变形得到有效控制,巷道支护效果良好。     

强动压下近距离下煤层巷道外错布置合理错距研究

为了研究解决强烈动压影响下近距离煤层上采空下煤层巷道外错布置合理错距的问题,以泰安矿12102运输顺槽为研究对象,采用围岩地质力学测试及评估、数值模拟分析的方法,模拟11102回采结束后12102运输顺槽及周边区域在不同外错煤柱尺寸条件下的垂直应力和塑性区变化规律,确定12102两顺槽均外错6.5 m布置较为合理,现场矿压监测表明,距掘进头60 m后变形基本稳定,在距掘进头79 m处两帮和顶板变形达到最大,两帮移近量最大值为90 mm,顶板下沉量最大为40 mm,巷道围岩变形得到有效的控制,保证了煤矿的安全生产。     

近距离中厚煤层开采巷道外措布置合理错距研究

以贺西煤矿近距离煤层3号和4号煤层工作实际条件为背景,通过采用数值模拟及现场实测的方法对近距离煤层同采条件下回采巷道的合理错距进行了研究。研究结果表明针对贺西煤矿的实际条件回采巷道应外错布置9 m,才能保证在工作面回采中巷道的稳定性与安全性。现场实测也进一步验证了在巷道外错布置9 m的条件下,2410工作面的顶板下沉量最大为156 mm,两帮最大移近量为142 mm,说明回采巷道围岩得到了很好的控制。研究结果也为其他类似条件下的近距离煤层回采巷道布置提供了指导。     

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。     

基于断面形状效应的厚顶煤巷道支护参数优化

针对厚顶煤矩形断面巷道顶板两侧肩角锚杆易剪切破断、顶煤易离层破碎等支护难题,以唐家会矿61201综放工作面运输巷为工程背景,通过数值模拟对矩形和直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道应力分布特征进行了对比分析。结果显示:直墙平顶肩角微拱形厚顶煤巷道顶板两侧肩角无应力集中、顶帮煤体松动范围相对于矩形厚顶煤巷道均有所减小,尤其顶煤松动范围减小明显,说明直墙平顶肩角微拱形断面有利于厚顶煤巷道围岩稳定性控制。在此基础上,提出了相应的巷道围岩控制对策,并进行了支护参数优化,经过现场应用,不仅顶板两侧肩角未发生锚杆剪断现象,而且掘进期间顶板下沉量达到15 mm时就趋于稳定,回采期间顶底板累计移近量仅220 mm,两帮移近量仅150 mm,支护效果显著。     

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。     

深井高应力破碎软岩巷道过断层支护技术研究

针对深部软岩破碎巷道遇断层后,巷道围岩变形量增大、易造成顶板垮落、底鼓变形破坏剧烈等问题,对高应力软岩巷道过断层支护机理进行了研究。通过采用数值模拟与现场实践相结合的方法,确定“金属网、U型钢拱支架、喷浆、注浆和锚索”的综合支护方式。应用结果表明,巷道顶底板和两帮的变形量大大减小,有效控制了深部高应力破碎软岩巷道的大变形和底鼓,保证了巷道围岩稳定。     

富水弱胶结软岩巷道围岩变形破坏特征分析

弱胶结软岩巷道围岩稳定控制是煤矿安全生产需要解决的一个技术难题。为研究弱胶结软岩巷道围岩的变形破坏特征以及合理的支护技术,以色连二矿12307巷道为研究背景,考虑采空区积水下渗对弱胶结软岩强度的影响,采用FLAC^3D对“锚杆索网”以及“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”两种支护方案下弱胶结软岩巷道的应力、变形、塑性区等分布特征进行了数值模拟分析。研究结果表明,常规“锚杆索网”联合支护下富水弱胶结软岩巷道很难维持自身的稳定,其围岩变形量以及破坏范围将随着巷道的向前开挖而持续增长,最终在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为630、410、155 mm,而塑性区深度则可达5.9、4.0、6.0 m。而“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护下,富水弱胶结软岩巷道则在巷道开挖后会迅速保持稳定,并且其在顶板、底板、两帮出现的最大位移分别为37.0、31.2、9.8 mm,塑性区深度仅为2.0、1.5、1.1 m。应用表明,采用“钢筋网+全锚索+混凝土地坪”联合支护能够有效控制富水弱胶结砂质泥岩的泥化现象,有利于巷道的掘进与使用安全。     

三软煤层沿空留巷矿压显现规律研究

为探究沿空留巷矿压显现规律及支护对策,以河南西部典型三软煤层为研究对象,构建了数值分析模型,模拟了工作面前方和后方一定范围内巷道围岩变形和应力变化规律,得到了工作面后方围岩受采动影响大、范围广,顶板下沉现象明显。基于现场实测,得到了顶板下沉量、底板鼓起量、充填体的变形、实煤体变形等随采动影响的变化规律,监测了锚杆的轴向受载情况。研究发现,巷旁膏体充填与巷道内高强锚杆+W型钢带构成的支护体系,较好地解决了三软煤层回采巷道围岩控制问题,为类似开采条件下沿空留巷的实施提供了理论和实践依据。     

软煤层巷道支护技术研究及应用

软煤层巷道围岩控制问题是一直以来制约煤矿开采的重大难题,具体表现为强烈的底鼓、两帮移近量较大和顶板下沉剧烈,在分析巷道支护所要遵循原则的基础上,结合新义煤矿11011工作面运输顺槽巷道支护工程实践,采用U型钢、锚索联合支护技术很好地控制了软煤层巷道的稳定,此项研究成果为解决突出软煤层巷道支护问题提供了借鉴经验。     

大倾角煤层动压巷道矿压显现规律及支护优化

针对3695回风巷受上工作面采动动压影响下巷道矿压显现剧烈的问题,基于3695回风巷所处的工程地质条件,运用FLAC3D数值模拟软件研究大倾角动压巷道在采动前后围岩的应力环境及塑性区范围.结果显示,受采动影响后,巷道顶板及左帮围岩垂直应力明显增大,巷道塑性区进一步范围扩大,围岩变形破坏严重.根据原有支护系统问题,提出了...     

深部厚煤层巷道失稳破裂演化过程离散元模拟研究

为研究深部厚煤层巷道围岩失稳破裂演化过程,以某煤矿厚煤层巷道为工程背景,采用离散元中随机分布三角形单元块体集合模型研究巷道开挖失稳。对深部厚煤层巷道围岩失稳破裂过程中位移、应力演化规律分析发现:两帮围岩水平应力释放相对于顶底板剧烈,竖向应力反之;围岩竖向应力释放的主要部位是巷道中部。结果表明,深部厚煤层巷道失稳破裂演化的2个主要特征为:1)顶板出现"尖顶型"垮冒,巷中是围岩失稳的关键部位;2)顶底板离层破坏严重。并对其相应机制进行分析:顶底煤岩松散破碎,自稳能力差,顶底板径向应力释放相对剧烈,巷道矩形断面顶、底板受力能力差等因素,导致围岩顶底板离层变形。基于深部厚煤层巷道失稳破裂的演化规律,给出锚索悬吊组合支护方式,结果表明该支护方式可有效地控制厚煤层巷道变形。     

深井高应力巷道围岩变形及控制技术研究

为了解决赵固一矿2号煤层11271胶带巷围岩变形破坏严重的问题,通过现场监测数据分析地质力学参数和原支护方案围岩变形破坏规律,指出围岩强度低、赋存水文地质环境复杂、应力集中系数高、支护强度无法达到要求是巷道围岩变形破坏的主要原因。提出了强力一次支护理论,采用全长预应力锚固强力锚杆锚索控制技术提高顶板初期支护预应力和支护强度,加强两帮支护的支护方案。现场试验效果表明:无论是从锚杆索受力还是从巷道顶底板和两帮变形量来看,采用全长预应力锚固强帮控顶技术后,巷道变形得到有了效控制,而且保证了正常回采。