预留煤柱巷道掘进支护技术实践

为了保证煤柱巷道掘进施工安全,加快巷道掘进效率;以王坪煤矿预留煤柱2401巷掘进为实例,对采空区侧巷帮采取注浆、安装"I"型钢棚等进行维护;应用实践证明,采取联合支护措施后,提高了应力区煤柱稳定性,保证了巷道安全掘进。     

交叉巷道安全施工技术研究应用

为了解决巷道交叉点顶板破碎、交叉处巷帮难以预留等技术难题,晋城宏圣建筑工程有限公司生产科通过技术研究,在2201运料绕道与2201巷交叉贯通施工期间,采用松动爆破导硐反掘施工工艺,对交叉点顶板施工密集工字钢棚与锚索吊棚进行联合支护,采用柔模技术进行人工施工三角煤柱。应用结果表明,取得了较好效果。     

山西麻家梁矿复杂条件下巷道掘进支护方案

为保确保复杂条件下巷道掘进施工安全,提高巷道支护质量,对山西麻家梁矿14106运料斜巷掘进支护方案进行了研究。通过在近距离煤层过巷段采取起底、浇筑、施工密集工字钢棚等工艺进行巷道顶板支护,同时在巷道贯通口处采取人工支盒浇筑法进行三角煤柱预留。研究表明:该方案的实施有效提高了巷道顶板稳定性,提高了巷道掘进效率,采用人工支盒预留法进行三角煤柱维护,减少了巷道顶板空顶现象,避免了巷道顶板垮落事故的发生,成效显著。     

人工砌筑三角柱在交叉巷道中应用实践

为了提高交叉巷道巷帮三角煤柱支护效果,防止煤柱垮落造成巷道交叉处顶板空顶面积大,发生重大顶板事故,大同煤矿集团云冈矿机掘五队通过技术研究,对311盘区21105巷与21105运料绕道交叉点采用人工浇筑技术进行维护。实际应用效果表明,人工砌筑三角煤柱控制了顶板下沉现象,提高了三角煤柱支护效果。     

复杂条件下掘进巷道过巷贯通支护技术优化

基于14206运料斜巷近距离过巷掘进时围岩稳定性差、顶板破碎严重以及巷道贯通时三角煤柱预留难度大等技术难题,麻家梁矿通过技术研究,决定在过巷掘进时采用人工复合顶板,并对贯通口处三角煤柱采用人工柔模浇筑技术进行维护,通过实际应用效果来看,与煤岩顶板相比人工复合顶板具有稳定性好、承载能力高等优点,采用柔模浇筑技术后避免三角...     

沿空留巷的支护设计

回采工作面区段巷道的无煤柱护巷有两种形式:一种是沿采空区边缘保留巷道,称为沿空留巷,一种是沿采空区边缘掘进巷道,称沿空掘巷.无煤柱护卷可以改善区段巷道的维护条件,降低掘进率,提高回采率,对提高煤矿经济效益具有十分重要的意义.无煤柱护巷在国外先进采煤国家已得到广泛应用.70年代以来,我国煤矿也大力推广无煤柱护巷,已取得了很好的技术经济效果.     

近距离煤层过巷掘进技术研究应用

近距离煤层过巷掘进,不但增加了施工难度,制约了掘进速度,而且底板预留薄煤层掘进加大了下部煤层巷道支护难度,针对这一施工难题青磁窑煤矿在11#煤层800回风延伸巷过盘区轨道巷施工过程中,采用分层掘进施工方法,安全顺利通过盘区轨道巷,取得了较好的经济效益和安全效益。     

受邻近工作面回采动压影响的巷道锚杆支护技术研究

紧邻正在回采的采煤工作面进行巷道掘进施工,由于采动影响较大,会出现掘进期间巷道围岩变形严重、煤体破碎等问题,造成施工难度大。漳村煤矿通过对动压条件下巷道的支护方式及护巷煤柱尺寸优化设计,较好地解决动压条件下锚杆支护巷道掘进难题。     

大倾角煤层沿空掘巷煤柱留设尺寸探究与应用

为确定大倾角煤层沿空掘巷预留小煤柱合理宽度,通过理论计算对护巷煤柱宽度进行了分析;运用UDEC模拟软件对不同煤柱宽度下巷道的变形量和煤柱应力进行了数值模拟。结果表明:理论计算的煤柱合理宽度应为5m;综合数值模拟中煤层顶板支承压力分布、巷道变形量和煤柱应力集中情况选取煤柱宽度为5m,与理论计算相符;将所得结果应用于21071工作面回风巷的掘进,即留设5m煤柱沿空掘进巷道,回采期巷道变形量能满足矿井正常生产需求,无需返修。     

高水材料巷旁充填沿空留巷技术应用研究

煤矿沿空留巷具有提高煤炭回采率、减少掘进巷道工程量和利于采掘接替等优势。常村煤矿为减少巷道成本,缓解采掘压力,采用高水材料巷旁充填技术替代小煤柱护巷,根据现场条件,高水材料水灰比为2∶1,巷旁充填宽度为1 m,并辅以巷道补强支护、超前加固技术保证沿空留巷效果,实施后,工作面实现无煤柱开采,减少巷道掘进量,一条沿空留巷就为矿井节约成本700余万元,为矿井高效生产提供了保障。     

矿山巷道矿压数值模拟推演及监测技术研究

为进一步掌握矿山窄矿柱沿空掘巷成巷技术,提高资源采出率。针对具体的生产地质条件,通过矿压监测、数值模拟等手段分析了窄矿柱巷道掘进、工作面推进和二次采动窄矿柱支承应力分布特征及影响。结果表明：1)巷道掘进期间,巷道前50 m压力较大,尤其是巷道两帮移近较为明显,两帮最大移近量约200 mm; 2)巷道掘进阶段、采动影响时期,回风顺槽与上运输顺槽之间留设5 m矿柱,形成较大的应力集中,矿柱内最大垂直应力为21.38 MPa,工作面前后方矿壁内的垂直应力约为30 MPa,应力集中系数约为3,影响范围约为84 m,矿柱最大垂直应力为41 MPa; 3)受二次采动影响,矿柱内的应力约为40 MPa,与一次采动相比变化不大,而应力峰值出现在工作面前方的三角区域,最大可达57.4 MPa,表明该区域是工作面回采期间的防治重点。矿压监测与数值模拟结果较为一致,进一步证明了研究结果的可靠性。     

孤岛工作面小煤柱沿空掘巷施工技术优化与实践

为解决孤岛工作面回采巷道掘进施工期间瓦斯治理、巷道支护维护、灾害治理等难题,针对孤岛工作面沿空掘巷技术特点,通过理论分析,并结合矿井以往的施工经验,确定留设2 m小煤柱沿空掘巷的优化施工方案,并在此基础上开展运输设备优化、主动被动支护结合、巷内刚性巷及巷旁柔性支护联合支护体系。在陈四楼煤矿2515回采巷道施工中的成功实践,为同等地质条件下的孤岛工作面回采巷道的安全高效掘进提供依据。     

临空区煤柱内布置巷道的顶板动压危险分析与控制对策

针对砚北煤矿2502采区250204上工作面回风顺槽与已回采的250205上工作面留设20 m煤柱,将造成250204上工作面回采期间冲击危险性增大和巷道掘进维护困难的现状,通过模拟分析留设不同宽度煤柱及煤柱卸压前后的应力云图和煤体支承压力曲线,确定了250204上工作面安全回采的巷道布置方法和新掘巷道留设煤柱的合理尺寸,实现了巷道的安全施工,为以后采区的布置和煤柱的留设提供了参考。     

大断面软岩巷道合理布置的研究与应用

结合金家庄煤矿具体地质条件,通过数值模拟和现场实践的方法,研究了3#煤层3条下山掘进顺序对巷道围岩变形量的影响,得出了下山的合理掘进顺序,同时也研究了在不同煤柱宽度的条件下,1235工作面对所掘进巷道的采动影响程度,从而确定了合理的煤柱宽度,为矿井的安全高效回采提供了依据.     

挖金湾煤矿煤柱工作面巷道布置及支护技术应用研究

为解决挖金湾煤业大巷保护煤柱回收工作面巷道布置和支护问题,设计采用“锚网索梁”联合支护方式。结果表明,回风平巷侧小煤柱合理宽度为5m,运输平巷侧保护煤柱合理宽度为30m,顶板下沉量最大为125mm,底板底鼓量最大为28mm,窄煤柱帮最大位移量约为123mm,回采帮最大位移量约为180mm,巷道断面能够满足掘进和工作面回采的要求。     

倾斜厚煤层沿空掘巷窄煤柱合理宽度数值模拟研究

为了确定倾斜厚煤层沿空掘巷窄煤柱合理宽度,以兖矿新疆矿业硫磺沟煤矿为研究对象,分析了倾斜煤层条件下沿空掘巷围岩应力分布及变形特征,不同煤柱宽度的垂直应力分布规律。结果表明:煤柱宽度大于4m时,煤柱内稳定区域增势比较明显,随着煤柱宽度的不断增大,煤柱内稳定核心承载区域不断增大;根据巷道掘进期间垂直应力大小,应力分布规律及围岩巷道稳定性分析确定煤柱合理宽度为4m;现场实测数据表明,窄煤柱宽度为4m时可以有效满足巷道围岩稳定性要求。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

浅埋深小煤柱沿空掘巷围岩控制技术探讨

为提高回采率、节约掘巷成本,薛虎沟煤矿2-106A工作面运输顺槽设计留小煤柱护巷掘进.通过理论计算初步确定窄煤柱护巷的合理宽度为5 m,为验证其合理性,建立模型对不同煤柱宽度条件下的巷围岩变形情况进行分析.现场应用过程中进行围岩位移监测,顶底板的最大移近量为156.8 mm,煤柱帮的最大移近量为80.5 mm,实体煤帮...     

Stability analysis for main roof of roadway driving along next goaf

Focusing on the stability of surrounding rock around the roadway driving along next goaf with a narrow coal pillar, a mechanics model of the triangle block structure of main roof above the roadway is established, and the sliding stability coefficient K1 and the rotation sta-bility coefficient K2 are proposed to describe the stability of the triangle block structure quanti-tatively. The structure can keep a self stability before and after the roadway excavation, at the stage of mining-induced effect, the stability of the structure is lowered, and the structure may become instability with decreasing the coal strength, increasing the mining height ofworking face and the mining depth.