综放工作面过空巷泵送支柱技术

针对现有工作面过空巷基于传统支护方法,不能较好地适应多变的地质条件的问题,以大同煤矿集团永定庄煤业有限责任公司8103综放工作面为研究背景,通过理论分析综放工作面过空巷基本顶变形特征,提出了综放工作面过空巷泵送支柱技术。数值模拟结果表明,随着工作面距空巷距离减小,利用泵送支柱支护的空巷围岩垂直应力呈"双峰"-"孤峰"-"双峰"变化,围岩移近量先增大、后趋于稳定,说明泵送支柱能够承受工作面超前支承应力,保证工作面安全通过空巷。该技术在现场得到成功应用,空巷顶底板最大移近量为282mm,两帮最大移近量为152mm,围岩稳定性较好。     

动压高帮回采巷道围岩稳定性控制研究

动压高帮回采巷道是指受动压影响严重、巷帮高度较大的巷道,该类巷道不仅在掘进期间要经历掘进过程的扰动,而且在后期使用过程中要先后经历相邻工作面和本工作面的回采扰动,使得该类巷道的围岩变形破坏过程异于常规的回采巷道,且高帮围岩的稳定性相对较弱。以某矿动压高帮回采巷道15312工作面进风平巷为研究对象,采用数值模拟和现场监测相结合的方法研究了动压高帮回采巷道变形破坏机理,并据此优化了动压高帮回采巷道的支护参数。通过分析15312工作面进风平巷的破坏特征,得出影响该进风平巷围岩稳定性的因素主要包括围岩自身强度、巷道断面尺寸、围岩所处的应力环境和围岩支护强度。从围岩自身强度低、巷道断面尺寸大和围岩所处的应力环境较为复杂的角度控制巷道稳定性较为困难,因此确定从优化巷道支护参数的角度来提高巷道整体的稳定性,即采取增大巷道两帮支护强度和支护范围的措施。数值模拟仿真结果表明,支护参数优化后的围岩支护应力场近似呈圆形,且其帮部围岩支护应力场范围较大,更适合15312工作面进风平巷围岩稳定性控制。现场锚杆和锚索受力情况监测结果表明,支护参数优化后,能实现动压高帮回采巷道的围岩稳定性控制,围岩变形量较小,控制效果较好。     

孤岛工作面水侵沿空巷道围岩稳控技术研究

目前对孤岛工作面采空区积水弱化围岩条件下的合理煤柱留设研究较少,仅从积水侵蚀煤柱承载强度弱化影响因子、煤柱常规应力简化模型、实验室测定积水弱化煤柱强度等某一方面进行简化分析或理论研究,沿空巷道围岩控制效果不佳。针对该问题,以国能蒙西煤化工股份有限公司棋盘井煤矿I020908回风巷为工程背景,针对孤岛工作面采空区积水弱化条件下沿空巷道围岩变形严重这一特征,采用实验室测定和数值计算分析法,通过室内物理力学实验测定了干燥和吸水饱和2种条件下的煤岩体物理力学参数;基于测定的参数利用FLAC~(3D)数值软件建立了围岩弱化数值计算模型,分析了采空区积水条件下巷道围岩侧向支承应力演化规律、塑性区分布特征;建立了考虑积水弱化的煤柱力学模型,确定了水侵条件下合理煤柱宽度为6～12m;针对回风巷煤柱帮受积水侵蚀影响,容易产生冒顶和片帮的问题,提出了孤岛工作面水侵条件下沿空巷道围岩稳控技术方案,当煤柱宽度为6m时,对巷道进行锚索加强支护能够有效控制巷道围岩的大变形。采用加强支护后巷道围岩变形在52d内趋于稳定,顶底板最大移近量约为200mm,两帮最大移近量约为130mm,比原支护条件下围岩移近量降低85.6%,巷道围岩控制效果较好。     

石泉煤矿切顶卸压沿空留巷方案

在分析切顶卸压沿空留巷技术优势的基础上,结合石泉煤矿19022工作面地质及开采技术条件,提出适用于石泉煤矿的切顶卸压沿空留巷方案:回采巷道超前加强支护选择高强度锚索配合单体液压支柱迈步抬棚;对采空区至超前支护段的巷道顶板实施预裂爆破,构成卸压时的断裂切顶线;工作面后方的沿空留巷采用贴帮丛柱+单体液压支柱抬棚+液压抬棚的形式进行补强支护。矿压监测结果表明,巷道顶板平均下沉量为95 mm,两帮平均移近量为225 mm,符合巷道断面变形要求;巷道支架平均支护阻力为33MPa,符合巷道支护强度要求。     

高应力区巷道支护结构采动破坏特征研究

高应力区巷道围岩裂隙发育,支护结构更易受采动影响而失稳破坏,而目前对巷道支护结构在采动过程中破坏演化特征的研究鲜有报道。针对双柳煤矿3316工作面地质特征,采用井下动态载荷实测、原位探测、数值模拟等方法,对3316抽采巷支护结构受采动影响破坏动态演化特征进行研究。结果表明:(1)采动对高应力区巷道支护结构动态载荷影响明显,采动影响增强系数达2.1～5.8,致使部分锚杆(索)达到屈服极限甚至发生破断,巷道围岩有失稳破坏风险。(2)采动应力增大引起围岩内部次生裂隙扩展,集中在0～2.44m范围内,围岩裂隙受采动影响系数为1.92～2.54,围岩黏聚力减小,加速支护结构破坏,导致巷道变形加剧。(3)采动对支护结构破坏影响具有显著的时效特性,工作面超过测点10～70m处支护结构受力受采动影响最明显,且两帮支护结构受力具有非对称性。通过优化锚杆强度、锚索直径及间排距等关键支护参数,可有效提高支护强度,巷道顶板变形量为146mm,较优化前减少了71.7%,实现了巷道围岩稳定控制。     

掘锚交叉综掘工艺工业性试验研究

针对传统巷道掘进工艺存在掘进快、支护慢的难题,塔山煤矿引进了锚杆钻车,开发了掘锚交叉综掘工艺,并对其进行了工业性试验研究。通过对工艺实施过程相关参数进行监测,得出结论:巷道开挖支护60d后,左右围岩日收敛速率小于0.1mm/d,说明巷道收敛已经趋于稳定,最大锚杆受力为206kN,最大锚索受力为305kN,均在安全范围,锚固力大为提高,离层得到有效控制。该工艺实现了减员10%,支护效率提高41%,掘进工效提高33.3%,可以推广应用。     

综合掘进机技术在煤矿中的应用

为实现某矿巷道的快速掘进,本文在分析工作面地质条件的基础上,通过施工技术层面的理论计算优化支护参数,优化后的支护方案在100 m巷道的掘进中可节约500根锚杆的成本,缩短钻眼时间60 h;在机械配套方面采用凿岩机替代风钻,钻眼速度提升2.5倍;采用综合掘进技术后,工作面进尺每月可由原100 m提升至150 m。     

顺层定向长钻孔在厚煤层沿顶掘进工作面的应用

厚煤层沿顶掘进工作面因煤层厚度大,采用普通钻孔不能有效抽采巷道底板煤体瓦斯,易造成工作面瓦斯超限,影响巷道掘进效率。以山西某煤矿主运大巷为试验巷道,通过分析掘进工作面瓦斯治理存在的问题,从抽采工艺参数设计、钻孔施工、抽采试验3个方面开展了顺层定向长钻孔在厚煤层沿顶掘进工作面的应用研究。现场试验结果表明:采用顺层定向长钻孔抽采工艺后,掘进期间主运大巷回风流及工作面瓦斯浓度整体较稳定,回风流平均瓦斯体积分数为0.34%,工作面平均瓦斯体积分数为0.16%,瓦斯涌出量明显下降,瓦斯治理效果显著;与采用普通钻孔抽采工艺相比,巷道掘进月进尺由150m提高至240m,工作面瓦斯体积分数由0.53%～0.79%降至0.25%～0.48%,回风流瓦斯体积分数由0.63%～0.96%降至0.28%～0.69%,掘进400m巷道总用时由175d减少至138d,掘进效率得到有效提高。     

高应力软岩巷道大变形机理及返修支护技术研究

针对高应力软岩巷道围岩破坏及持续变形,已发生大变形巷道如何科学合理返修支护等问题,以白皎煤矿+300水平4号石门运输大巷为例,根据巷道围岩钻孔窥视、围岩力学状况及支护技术综合分析了巷道围岩变形破坏特征,指出构造应力突出、巷道围岩岩性软弱、巷道集中布置、巷道围岩支护强度低、支护材料不匹配、施工质量不达标等是导致巷道持续变形的原因。指出对于已发生离层、破坏的巷道破碎围岩,仅采用锚杆、锚索补强支护时,围岩中不连续变形的存在会导致巷道围岩结构整体稳定性不足,无法有效抵抗应力的持续挤压作用,巷道易发生持续变形,需进行注浆加固将围岩中不连续变形产生的裂隙进行充填,进而通过锚杆、锚索进行支护。在此基础上,提出了"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"的巷道返修支护方案,即首先通过注浆加固将围岩裂隙及不连续结构面进行及时加固,进而通过强力锚杆、锚索支护对围岩进行支护,在围岩中形成承载结构,通过表面喷浆封闭围岩,阻止围岩风化,提高表面围岩稳定性。数值模拟和现场试验结果表明,采用"高压注浆+高强高预应力锚杆、锚索联合支护+喷浆"后,顶底板最大移近量为109mm,两帮最大移近量为212mm,能有效控制巷道围岩变形。     

基于人机关系的煤巷掘进作业优化

目前针对煤巷掘进效率提升的研究大多从改进掘进设备的角度出发,对煤巷掘进作业工序及人员配置的考虑较少,而保持和谐稳定的人机关系是保障煤巷掘进效率的关键。以马道头煤矿8404工作面2404进风巷为工程背景,在考虑人机匹配关系的基础上,提出了煤巷掘进作业优化方案。对掘锚机割煤支护工序进行了优化,提出了顶部和帮部锚杆空间不成排的掘进巷道支护体系,即在连续作业2个循环进尺后不退掘锚机组,使顶部锚杆领先帮部锚杆300 mm,以节约巷道支护时间。数值模拟结果表明,顶部和帮部锚杆空间不成排支护的应力场与顶部和帮部锚杆空间对齐成排支护的应力场相差不大,验证了顶部和帮部锚杆空间不成排支护体系的可靠性。通过多工序并行作业优化了煤巷掘进作业流程,进而计算各工序任务量,优化各工序相关的人员配置。工程应用结果表明,基于人机关系对煤巷掘进作业进行优化后,日循环数由10次增加到15次,月进尺由300 m增加到450 m,工人效率从0.1 m/工提升到0.14 m/工,循环周期由80 min缩减到44.6 min,明显提升了煤巷掘进效率。     

预裂切顶卸压沿空留巷围岩力学特性分析及巷道支护技术

近年来,随着支护技术、矿压理论的发展,沿空留巷技术的应用日渐增多,工艺技术逐渐成熟。该技术在邢台矿已成功开采5个工作面,并逐渐形成一套系统完整、适应性强且较为成熟的沿空留巷工艺技术。但由于之前一直未进行预裂切顶卸压,造成留巷的巷道顶、帮、底变形量大,需反复卧巷、刷帮、改支跑马梁等不少于2-3遍,后期还需套支工字钢棚,巷道需反复整修等,每年单体损坏约300-500根,工序复杂繁琐,作业空间狭小、环境差,职工劳动强度大,综合留巷成本高,给安全生产均带来较大隐患。综采工作面采用切顶留巷技术,切顶卸压后,围岩应力分析可以为顶板支护参数选择提供理论基础。工作面回采的过程中,采空区顶板垮落后,沿空留巷上方形成悬壁梁,容易产生较大变形。本论文通过研究巷道围岩应力变化,采用预裂爆破切顶技术,配合巷道加强支护,减小留巷变形,保证留巷效果。     

动压影响下深部回采巷道围岩失稳及支护研究

以大同煤矿集团有限责任公司某深部厚煤层综放开采煤矿为背景,通过围岩地质力学测试、井下煤柱应力实测及合理煤柱尺寸确定等方法研究动压影响下深部回采巷道围岩失稳特征及支护方案。研究结果表明:顶板煤体平均抗压强度为32.08 MPa,粗砂岩平均抗压强度为89.85 MPa,4号煤层平均抗压强度为17.61 MPa;测量区域最大水平主应力为26.26 MPa,最小水平主应力为13.39 MPa,垂直应力为15.80 MPa,最大水平主应力方向为N34.4°W,原岩应力场在量值上属于高应力区;一次动压影响阶段,超前支承压力对煤柱的影响范围及影响程度远远小于工作面回采后采动应力对煤柱的影响;二次动压影响阶段,孔深8~18m处煤柱处于弹性核区,合理煤柱宽度至少为55m。提出了14103辅运输巷初始支护设计,现场工业性应用表明:在14102工作面回采期间,巷道有效断面积为巷道掘进断面积的97.5%;14103工作面回采期间,巷道顶底板移近量约为300mm,两帮移近量约为260mm,完全满足矿井安全生产要求。     

覆岩载荷扰动下平硐围岩变形分析及支护优化

传统的收敛仪、三维激光扫描等矿山巷道围岩变形监测技术无法满足复杂工程全面监测需求,实时及自动化监测程度低,且不具备长距离、高精度和大面积监测能力,而现有光纤传感技术仅针对巷道围岩的单一参量进行监测,无法全面分析巷道围岩稳定状况。以某煤矿主平硐为工程背景,采用数值模拟研究了平硐上方填土前后的围岩稳定性,结果表明：填土工程导致平硐两帮围岩支承压力升高,且呈不对称分布;顶板最大下沉量由填土前的8.3 mm增至22.1 mm,最大底鼓量由4.0 mm增至8.5 mm,两帮移近量最大增幅为16.2 mm;围岩变形量与支承压力对应性较强,呈现随平硐上方填土厚度增大而增大的特征。采用光纤布拉格光栅（FBG）传感器构建了平硐围岩变形监测系统,在平硐断面设置FBG传感器监测平硐拱顶裂缝张开度、顶底板及两帮变形量、断面应力应变等,通过实时光谱图分析围岩局部变形情况,结果表明平硐在现有料石砌碹支护状态下,受上覆载荷扰动影响,顶板受压明显,顶板最大下沉量约为30 mm,形成约2 mm宽的裂缝,且监测结果与数值模拟、现场观测结果相符,验证了基于FBG的平硐围岩稳定性监测方法的有效性。根据监测结果,针对平硐支护薄...     

最大主应力方向对巷道围岩稳定性影响研究

为了研究最大主应力方向对巷道围岩稳定性的影响,以贵州某矿1101工作面矩形运输巷为工程背景,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,研究了最大主应力为水平或垂直应力时巷道围岩变形情况。研究结果表明:当最大主应力为水平应力时,顶板受影响较大,易发生较严重的剪切破坏,且顶板位移较两帮大,应着重加强顶板支护;当最大主应力为垂直应力时,两帮受影响较大,易发生剪切破坏,且顶板和两帮位移均随垂直应力增大而明显增大,应着重加强两帮支护。根据数值模拟结果及该工作面水平应力大于垂直应力的情况,近似将水平应力作为最大主应力,提出了以顶板支护为主的支护方案。现场监测结果表明,采用该支护方案后,巷道顶板及两帮位移均较小,验证了该方案能较好地维护巷道围岩稳定性。     

屯宝煤矿逆断层破碎带巷道变形控制研究

针对屯宝煤矿逆断层破碎带煤柱侧巷道受采动影响造成的巷道变形量大、巷道底鼓、煤柱侧帮鼓、巷道顶板局部下沉等问题,采用锚杆测力计对锚杆应力进行监测,采用PASAT-M应力探测方法对逆断层煤柱侧巷道应力分布和巷道变形规律进行了研究。研究结果表明:胶带巷煤柱侧锚杆应力峰值出现在超前工作面10~15 m,轨道巷上帮锚杆应力峰值出现在超前工作面5~10 m;巷道不同位置的锚杆应力、围岩应力及巷道变形量均受T 2逆断层影响,应力和变形量集中分布在逆断层附近;距离逆断层25 m内围岩应力中等危险区分布相对集中。根据研究结果,提出了巷道补强支护和大孔径卸压综合治理措施,工程实践结果表明,该措施为围岩提供了稳定的支护力,适用于屯宝煤矿逆断层影响区域围岩变形的防治。     

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

本文采用现场试验与数值模拟相结合的方法研究特厚煤层沿空巷道煤柱宽度及围岩控制。现场试验表明,当煤柱宽度为30 m时,顶板、煤柱和原煤壁的平均塑性破坏区域分别为7.6 m、4.9 m和3.8 m,工作面回采过程中发生了严重的顶板下沉和煤柱帮大变形。本文通过建立数值模型,研究不同煤柱宽度下塑性承载区的变化以及应力和位移的分布规律。数值结果表明,留设8 m宽煤柱能够满足上覆载荷的强度要求,使沿空巷道处于良好的应力环境,并分析了不同煤柱宽度下塑性承载区的变化及围岩变形的规律。     

煤柱应力区的巷道破坏特征及控制技术研究

在连续煤层开采过程中,上部采空区残余煤柱常导致下伏长壁开采工作面产生强应力,应力积累会造成回采巷道严重破坏变形。为此,以隆泰煤矿巷道的应力破坏变形过程为例进行了研究,分析了采矿巷道围岩的破坏变形过程,运用FLAC3D模拟了应力分布特征以及巷道周围垂直应力和破坏带的演化过程。结果表明,支护煤柱以下工作阻力普遍较高,平均值为9726.6kN,采空区以下普遍较低,平均值为7 655.5 k N;受影响,回采巷道在距工作面30 m以外变形破坏程度相对中等,在距9+10号工作面30 m以内变形破坏程度相对严重;基于残留煤柱集中应力分布特征,采用水力压裂控制其力学特性,改善了回采巷道应力环境。     

大采高工作面复用巷道注浆加固技术研究

大采高工作面采动动压显著,复用巷道存在围岩变形量大,支护困难等问题。以5603大采高工作面巷道复用为研究对象,在对巷道布置方式、围岩变形特征分析基础上,提出采用新型注浆浆液作为加固材料,对巷道进行注浆,并具体确定注浆加固时机、注浆钻孔布置方案等。现场应用表明,通过对巷道进行二次注浆加固,围岩变形量及破坏程度得以显著控制,保证了巷道后续使用安全。     

巷道超前支架设计与力学特性研究

针对目前主要采用估计顶板载荷或采用薄板理论模型对超前支架的力学特性进行研究存在计算载荷与真实载荷相差甚远的问题,设计了一种新型巷道超前支架,并根据巷道开挖的空间效应对超前支架的力学特性进行了研究。基于空间效应研究了超前支架与巷道围岩耦合作用机理,构建了超前支架与围岩耦合力学模型。研究结果表明,沿着巷道掘进方向,巷道超前支架承受的顶板载荷逐渐降低,越靠近工作面顶板载荷越大,超前支架的前端强度要高于后端;超前支架支护时机对于巷道顶板的稳定性很重要,超前支架布置得越靠近工作面顶板,巷道顶板变形越小,而超前支架承受顶板的载荷越大,需要的强度越高。     

沿空留巷在厚煤层的研究与应用

为控制110采矿法采空区的稳定性,需了解采空区全生命周期围岩应力和变形演化机制。为此,本文通过数值模拟和工程数据验证理论分析结果,结果表明,采空区巷道的应力变形演化可分为11个阶段,采前围岩主要表现为小变形,主要由不平衡应力引起。为控制采空区巷道围岩变形,可利用顶切和高预应力支护技术增大围岩的最小主应力,减小围岩的最大主应力,保证应力圈远离包络面。综上,从应力演化的角度揭示了巷道变形的本质,并提出了相应的控制措施,以期为110采矿法空侧巷道控制工程设计提供理论指导。