呼吉尔特矿区邻空巷对掘致冲风险分析及防治技术研究

为研究呼吉尔特矿区厚硬顶板条件下小煤柱沿空掘巷贯通期间冲击地压机理,以门克庆煤矿11-3107回风巷贯通期间矿压显现为工程背景,建立了邻空巷贯通期间应力分布模型及FLAC^3D数值模型,对比了距贯通点不同距离掘进工作面应力演化特征,揭示了邻空巷贯通期间冲击地压机理,并通过十字布点法、应力、微震等多种监测手段对巷道围岩变形、煤体应力进行了实测。基于机理分析和现场实测,提出卸压-支护一体化技术。结果表明：由于煤层顶板上方存在厚硬岩层,巷道开挖后,厚硬岩层通过应力传递作用于巷道围岩,使得滞后于掘进工作面的巷道顶底板及帮部发生较大变形;随着邻空巷掘进工作面距离贯通点越近,巷道变形量逐渐增大,通过巷道变形量的增加速率明确了距贯通点约160 m时,巷道变形量开始突增;微震事件主要集中在距贯通点190～60 m以内的巷道贯通区域,理论计算与现场矿压显现相符。     

软岩巷道掘进期间微震活动特征及稳定性分析

为明确软岩巷道掘进期间围岩变形破坏机制,在梁家煤矿4106材料巷构建微震监测系统,监测围岩破坏情况,分析软岩巷道掘进期间微震活动特征,研究微震活动与巷道收敛变形、支护构件受力的相互关系。结果表明:1)巷道掘进过程中,微震事件矩震级主要集中在-2.770~0.589,微震事件矩震级平均值为-1.5;微震事件分为3个区域,即高密度区域(0~2 m)、中密度区域(2~6 m)和低密度区域(6 m以外)。2)微震事件主要聚集在巷道顶板、肩部和底板,为巷道围岩破裂严重区域。3)微震事件聚集规律与巷道收敛变形、支护构件受力规律具有一致性。研究结果表明利用微震监测系统定量监测围岩破坏情况,结合传统监测技术是可行的,弥补了传统定性分析围岩破坏的局限性。     

鄂尔多斯矿区小煤柱沿空掘巷冲击地压机理

以门克庆煤矿11-3106回风巷掘进期间的矿压动力显现为背景,采用理论分析、数值模拟、现场实测等方法,对鄂尔多斯矿区厚硬岩层条件下小煤柱沿空掘巷冲击地压机理进行研究。研究结果表明：由于煤层顶板上方存在较厚硬岩层,当煤体开挖后,顶板岩层依旧具有一定承载能力,使得岩层在滞后一定时间以后才会出现较大形变;巷道顶板运动趋势出现一定的滞后性,通过判断巷道顶板的下沉幅度,明确了下沉最为明显的区域为滞后掘进工作面25～53 m;微震事件集中区域以及巷道顶板的变形量主要集中在滞后掘进工作面20～60 m区域,理论分析计算区域与现场实际相符。此外,基于掘巷期间矿压显现主要影响区域提出相应的卸压、支护措施,保障了现场施工的高效和安全。     

金属矿山深部巷道掘进期间地压监测系统和活动特征分析

为研究金属矿山深部巷道掘进期间围岩地压显现特点,在深部生产区域构建微震监测系统,监测巷道掘进过程围岩破裂产生的微震活动及其时空特征,并进一步分析了巷道围岩不同位置破裂产生微震活动率的原因.结果表明:微震监测技术相比传统监测技术具有非常大的优势;发现了巷道掘进过程岩体破裂产生微震事件的震级范围主要集中在-4.37～-0....     

潞宁煤业掘进巷道顶板富水区域探查与注浆加固技术

针对潞宁煤业22117工作面回采巷道掘进过富水区域时可能受水害影响的问题,采用定向长距离探放水钻孔探查了掘进区域顶板的异常富水区域,并根据定向钻孔探查结果,对围岩进行注浆加固改造,消除了围岩的水害影响,保证了巷道的安全高效掘进。     

区段大煤柱水力压裂切顶护巷技术研究

针对工作面回采过程中沿空留巷围岩应力高、蠕变变形大的难题,以赵庄矿井1309工作面为研究背景,用理论计算的方法开展了沿空留巷区域围岩结构力学分析,并提出了适用于该矿井的顶板双向水力压裂护巷工艺和效果检测方法。研究结果表明:13092巷道变形程度由煤体单轴抗压强度、煤层埋深、顶板岩梁强度共同决定,在以上因素的叠加作用下采空区侧向顶板挤压煤柱,煤柱塑性区范围扩大,侧向应力向煤柱深部转移,顶板断裂前煤柱内弹塑性过渡区域垂直应力达到最大值,受侧向应力峰值影响13092巷道发生强烈蠕变变形,巷道断面维护困难;通过在13091巷道布置双向水力压裂孔,提前弱化顶板,破坏其应力传递和能量积聚的条件,有效地进行了人为断裂线的预制,并改善断裂线在煤柱上方的倾向位置,减缓了煤柱受挤压程度;在巷道上方施工的水力压裂孔能够有效促使关键岩块B回转下沉,减小了1309工作面侧向悬顶的长度,垮落的关键岩块B能够较好地对高位岩层形成支承作用;在施工水力压裂孔后相应区域巷道变形量缩小40%,煤柱边界区域微震事件数和微震能量值均有大幅度减小,保证了沿空巷道在回采期间的围岩稳定性。该研究成果探索了顶板水力压裂护巷在晋煤矿区应用的可行性,并为类似矿井条件下开展压裂工艺提供了工程指导。     

冲击危险下孤岛工作面回采末期稳定性研究

为解决王坡煤矿3203孤岛工作面的矿压显现难题,基于巷道变形力学机理,建立顶板条带弱化模型,并应用于工作面运输巷,与未应用的回风巷对比分析巷道围岩变形、区段煤柱应力、支架工作阻力、微震事件。试验结果表明：工作面回采期间,采用顶板弱化技术的运输巷与回风巷相比,顶板下沉量降低26.75%、底鼓量降低36.19%、两帮移近量降低27.63%;运输巷侧煤柱应力随与煤柱距离的增大而增大,仅为回风侧应力的58.00%;运输巷侧支架工作阻力峰值与回风侧相比降低13.30%;运输巷高能量事件减少、低能量事件显著增多, 回风巷62.00%的微震事件集中于顶板上方0~20 m, 运输巷68.00%的微震事件集中于顶板高位岩层(>20 m)。研究成果可为孤岛工作面安全高效开采提供理论参考。

     

东周窑煤矿8103工作面护巷煤柱宽度分析及支护技术应用

为保障8103工作面5103巷掘进期间围岩的稳定,采用理论分析的方式进行护巷煤柱宽度的分析.基于煤柱塑性区计算模型推导得出侧向支承压力应力降低区范围为5.2～7.8 m,结合5103巷的具体情况确定护巷煤柱宽度为6m.根据工作面赋存情况,设计巷道采用锚网索支护方案,顶板及两帮均采用锚杆+锚索支护.在巷道掘进期间进行矿压...     

综采工作面小煤柱留巷巷道支护技术研究

以王台铺煤矿15#煤XV1302工作面为工程背景,基于小煤柱留巷巷道围岩控制原理,确定巷道支护设计方案。现场试验结果表明:巷道掘进期间,巷道表面位移变化距掘进工作面约65 m左右时基本稳定,巷道变形主要发生在距离掘进工作面25~45 m内,巷道两帮最大移近量11 mm,顶板最大下沉量3 mm,有效地控制了小煤柱留巷巷道的变形。     

特厚煤层综放工作面沿空掘巷小煤柱留设与支护研究

为研究特厚煤层综放工作面沿空掘巷留设小煤柱的合理宽度,以塔山煤矿8117工作面回风巷为研究对象,采用理论计算、数值模拟和现场实测相结合的研究方法进行研究。研究表明：相邻工作面采空区稳定后煤体侧向支承应力降低区范围为0～13.7 m,煤柱宽度在8 m以下可确保8117工作面回风巷处于应力降低区,有利于巷道围岩的稳定;煤柱宽度大于8 m时,煤柱内弹性区随煤柱宽度的增加而增大,煤柱中部垂直应力开始超过原岩应力;最终确定采用8 m小煤柱。现场观测表明,留设8 m煤柱时,8117回风巷在掘进和回采阶段巷道两帮移近量和顶底板下沉量较小,煤柱可以有效支撑顶板、控制围岩变形。     

新集二矿深部沿空巷道围岩结构稳定性分析

为辨识新集二矿深部沿空巷道围岩结构特征及其稳定性,采用理论分析、数值模拟等手段,分析了08工作面沿空巷道围岩关键参数与特征,模拟了沿空掘进及回采期间围岩弹塑性变化和应力演化规律,提出了大直径钻孔、钻屑法进行高应力巷道围岩“卸压-检测”防治方法。研究表明：“煤柱-顶板”结构是控制深部工作面巷道围岩稳定的关键因素,影响该结构的主要参数是煤柱宽度与应力状态、基本顶断裂线位置、关键岩块侧向断裂跨度及其运动形态等;新集二矿深部08工作面沿空风巷留设的10 m煤柱处于塑性状态,能够与顶板、巷道形成稳定“煤柱-顶板”结构,掘巷与回采均不会诱发煤柱和顶板失稳。     

掘进工作面巷道围岩压力及变形规律分析研究

伯方煤矿二盘区巷道围岩为第Ⅳ类不稳定围岩,围岩压力大,矿压显现剧烈,评价巷道支护效果,在实验室取得的3号煤煤岩物理力学参数及巷道支护参数基础之上对巷道支付方式进行数值模拟分析,通过分析巷道开挖后的围岩应力、变形及破坏深度得出:巷道变形量左帮65mm、右帮66mm、顶板32mm,围岩破坏深度顶板1.5m、底板1.5m、两帮1.5m。对3211回风巷掘进工作面的围岩变形及锚杆受力监测结果说明联合支护对动压有一定的承受能力,在现有伯方煤矿巷道围岩支护情况下,围岩得到了有效地控制。     

中厚煤层柔模混凝土沿空留巷矿压规律与围岩控制技术

为提高煤炭资源回收率,延长矿井服务年限,降低回采巷道掘进率,城郊煤矿在21404工作面轨道巷实施柔模混凝土沿空留巷技术,对中厚煤层快速推进情况下沿空巷道的围岩应力分布、变形规律及围岩控制等进行研究。研究结果表明:中厚煤层采用柔模混凝土技术沿空留巷,滞后工作面45m范围为应力集中区,顶板变形剧烈;滞后工作面约25m处应力达到最大值,顶板沉降速度最快;滞后工作面80m以外,顶板沉降趋于稳定。通过对留巷顶板及煤柱帮采取补强支护措施、巷内采取临时支护措施,提高巷道顶板整体强度,可控制上覆岩层离层、减少顶板下沉量。     

潞宁煤矿沿空巷道顶板大深度切顶卸压技术设计及应用

为了控制沿空侧巷道顶板的强压影响,借鉴现有的沿空留巷切顶卸压技术,结合潞宁煤矿22113工作面的实际生产状况,提出了沿空巷道顶板大深度切顶卸压技术。通过模拟确定22113工作面回风巷的合理切割高度为12 m,爆破间距6 m。实测结果表明,该技术有效的控制了巷道变形和煤柱稳定性。     

大采高综放窄煤柱回采巷道围岩控制技术及效果分析

为了实现塔山煤矿8101大采高综放工作面5101辅运回风巷侧小煤柱的稳定与巷道安全的目的,基于该巷道生产地质条件,利用现有巷道支护理论与围岩控制技术,对5101辅运回风巷采用锚网索加强支护与超前支护,利用顶板钻孔水压致裂方法对基本顶关键岩层进行超前处理,并对小煤柱进行注浆加固处理。实践结果表明,对5101辅运回风巷采取的围岩控制技术取得了较好的支护效果,能够保证8 m窄煤柱的稳定和工作面的安全生产。     

煤峪口矿邻近采空区巷道非对称差异性支护技术应用

为实现邻近采空区巷道围岩的稳定控制,以煤峪口矿8701工作面5701巷为工程背景,通过FLAC数值模拟软件分析,确定5701巷留设25 m宽护巷煤柱。5701巷顶板赋存普氏系数18以上的互层结构,承载性能较好,因此,设计提出邻近采空区巷道非对称差异性支护技术。模拟分析了对称支护和非对称支护时巷道围岩应力演化与塑性区分布：非对称支护技术下巷道围岩侧应力集中范围相比于对称支护下较小,围岩应力集中区域在巷帮2～3 m范围;采用非对称支护时煤柱帮塑性区范围在3～6 m,采用对称支护时范围在5～8 m,因此非对称支护技术控制效果相对更好。5701巷在掘巷90 d后,巷道顶板、煤柱帮、实煤体帮移近量稳定在182、161、122 mm左右,实现了巷道稳定控制。     

深部软岩大断面巷道底鼓防治技术应用

有效控制围岩变形是矿井深部掘进大断面软岩巷道需要解决的重点问题。针对上庒煤矿11503回风巷掘进过程中巷道底鼓严重的问题,通过分析底鼓影响因素,采取以改善围岩受力、强化围岩支护为核心的底鼓防治技术措施治理该巷道的底鼓问题,具体措施包括：(1)将回风巷区段保护煤柱宽度由6 m增加至10 m,提高煤柱支撑效果并减少煤柱帮、底鼓变形。(2)对巷道原有支护参数进行优化,采用φ22 mm×2 800 mm、φ22 mm×3 100 mm水力膨胀式锚杆对巷帮及顶板进行支护,并强化帮肩及帮角岩体支护,采用φ22 mm×7 500 mm高强锚索强化顶板悬吊作用。(3)对于底鼓严重变形区,采用注浆方式对底板进行加固。现场应用后,巷道底鼓变形得以较好控制,最大底鼓量控制在385 mm以内,底鼓不会给后续掘进、使用带来影响。     

综放开采沿空掘巷小煤柱宽度留设及支护技术研究

为合理确定区段小煤柱宽度及沿空巷道支护方式,以阳泉五矿8407综放工作面为例,基于采空侧基本顶断裂力学模型及围岩极限平衡理论,理论计算了合理煤柱宽度的上下限值,采用钻孔应力监测方法,对回采过程中煤柱内部应力分布进行了实测,进而确定沿空巷道支护参数。研究结果表明:沿空掘巷小煤柱宽度合理范围为9.03~11.80 m,取10 m为宜,煤柱侧0~3 m范围煤体发生塑形破坏、3~6 m范围为弹性核区、6~10 m范围靠近8409采空区承载能力弱,因而在8407回风巷掘巷期间采用锚杆+长短锚索一次支护,回采期间对煤柱帮进行3 m钻孔注浆加固二次支护,现场实测数据显示,8407回风巷沿空掘进期间围岩变形量较小,回采期间顶板、注浆加固煤柱帮、实体煤帮最大变形量分别为0.20、0.05、1.00 m,围岩变形处于可控范围,实现了综放工作面安全高效回采。     

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。     

汾源煤业5-1021巷过断层支护技术研究

汾源煤业5-1021巷在掘进中将通过断层,为保障巷道的顺利掘进,分析了断层对巷道掘进的影响,提出过断层支护方案,并对巷道顶板离层、围岩表面变形等情况进行监测.结果表明:在断层处巷道顶板离层量最大,围岩表面变形量最大,但通过对巷道围岩进行支护后,这些参数都在可接受范围内,巷道围岩的稳定性得到了有效保障.