高应力区巷道卸压支护技术及应用

随着矿山地下开采深度的增加,地压问题对开采的影响也日趋严重。维护回采巷道的稳定性是开采能否顺利进行的关键。理论分析和工程实践表明,在高应力区或受采动应力影响严重的区域,可以采用卸压支护的方式来维护巷道的稳定性。因此,可以采用卸压开采的方式来降低开采区域的应力,并根据卸压后应力降低程度选择合理的支护形式和参数,从而通过卸压支护达到维护巷道稳定性的目的。现场工业试验表明,采用卸压支护技术可以有效协调巷道周围岩体的变形,达到维护巷道的稳定性。     

三软煤层回采巷道支护中钻孔卸压技术

为有效解决软岩巷道支护难题,提出并研究了钻孔卸压与U型钢联合支护方式。采用FLAC3D数值模拟软件分析了卸压钻孔对巷道围岩变形及应力转移作用机理,模拟结果表明,实施卸压钻孔后,巷道围岩的变形量减小,巷道周边围岩应力峰值向深部转移,巷道处于应力降低区。现场试验结果表明：采用钻孔卸压与U型钢联合支护方案,巷道两帮最大移近量193 mm,降低55%,巷道顶底板最大移近量267 mm,降低55%,巷道支护状况得到明显改善。     

深井软弱围岩采区回风巷卸压支护技术研究

针对金能煤业一采区回风巷易发生巷道大变形问题,通过数值模拟对比卸压前后围岩应力场的变化,进而提出卸压支护的控制技术方案。工程实践表明,采用卸压支护控制技术可实现应力转移,实测围岩顶板最终下沉量为141mm,顶底板最终移近量为190mm,两帮最终移近量为136mm,有效地控制了巷道围岩变形。     

三交河矿2-511工作面回风巷支护设计及钻孔卸压技术研究

为保障三交河煤矿2-511工作面回采过程中高应力煤层巷道围岩的稳定,通过对回风巷地质情况的分析,决定采用锚杆索+钻孔卸压支护技术,结合钻孔卸压支护原理对回风巷支护参数、钻孔卸压方案进行了设计,并对支护后的巷道进行矿压监测,结果表明:支护方案实施后,顶底板的最大移近量为170 mm,两帮最大移近量为120 mm,保证了巷道围岩的稳定。     

近距离煤层群上煤层区段煤柱合理宽度研究

针对近距离煤层群上煤层留设的区段煤柱在煤柱下方形成一定区域的应力增高区,下煤层回采巷道受集中应力影响维护困难、严重影响正常生产这一难题,结合新柳矿地质条件采用UDEC2D数值计算及现场实测研究了煤柱下方底板集中应力分布特征,分析了下煤层回采巷道的布置方式对巷道围岩变形的影响,研究表明:上煤层残留煤柱越大,底板应力集中系数越大;在上煤层残留煤柱集中应力影响和本煤层工作面采动引起的应力重新分布耦合作用下,回采巷道顶底板及两帮移近量接近2000mm,巷道变形破坏严重。提出把巷道布置在采空区下方应力降低区内,减少本煤层区段煤柱宽度以及加强巷道超前支护可保证下煤层巷道稳定。     

近距离煤层回采扰动下巷道分区段底鼓控制方法研究

针对近距离煤层开采过程中下伏煤层巷道底鼓问题,采用数值模拟与现场监测相结合的方法,对某矿近距离煤层巷道底鼓控制方法进行了研究。结果表明：随着上伏煤层工作面推进,下伏煤层巷道所受应力表现为先增加后减小特征,应力峰值出现在工作面距巷道15 m时,此时巷道最大垂直应力达28.5 MPa,巷道顶底板及两帮位移分别达195 mm、773 mm与135 mm,巷道底板变形最为严重。根据研究结论提出了巷道底板切槽卸压与“U型钢+反底拱”加强支护相结合的分区段底鼓控制方法,给出了合理的切槽卸压参数。现场实践表明,巷道底板切槽卸压段与加强支护段的底板最大垂直位移分别降低62.1%和58.1%,实现了近距离煤层巷道底鼓的有效控制。     

厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度优化研究

厚煤层放顶煤开采实践中,区段煤柱留设宽度与巷道围岩的稳定性相关性极大,区段煤柱留设较小时巷道围岩稳定性较差,受回采影响易发生巷帮外挤、顶板冒落等事故,而煤柱宽度留设过大则造成资源极大浪费。以高河煤矿西一盘区为工程背景,理论分析了巷道围岩变形大的原因,采用数值模拟的方法研究了采空区侧向的应力分布特征、位移变形规律、破坏特征。现场监测数据表明,工作面超前90 m范围外围岩变形缓慢,巷道顶底板及两帮最大变形量均小于50 mm,超前工作面90 m的影响范围内,巷道受到超前集中应力影响而变形剧烈;巷道顶、底板移近量最大为848 mm,两帮移近量最大为583 mm,区段煤柱优化后,巷道变形较优化前有了显著的降低,巷道顶、底板移近量降低了43.76%,两帮移近量降低了35.93%,综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定厚煤层综放工作面区段煤柱宽度为32 m。     

近距离煤层综放回采巷道矿压规律

针对近距离煤层开采下部煤层回采巷道矿压显现剧烈这一难题,根据某矿10303综放工作面地质和开采条件,结合综放回采巷道现场矿压观测结果,采用FLAC3D数值计算分析回采巷道应力场分布以及塑性破坏场情况,研究表明,在上位煤层残留煤柱影响和本煤层工作面采动引起的应力重新分布耦合作用下,回采巷道顶底板及两帮移近量高达1 947、2 086 mm,巷道变形破坏严重,矿压显现剧烈。提出把巷道布置在采空区下方应力降低区内,减少本煤层区段煤柱宽度以及加强巷道支护可保证下煤层巷道稳定。     

深部高应力巷道卸压控制及支护技术研究

通过理论推导、数值模拟、现场试验等方法,研究了深部冲击高应力巷道卸压及支护问题,卸压钻孔应力分布规律和高应力巷道卸压控制区域的解析结果表明,破碎软化区半径主要受卸压钻孔半径、高地应力等影响,卸压钻孔周围煤岩体的破碎软化起到弱化高应力、转移高应力的作用,有利于保持巷道稳定.通过数值模拟研究并考虑钻孔效率和巷道支护,卸压钻孔直径宜为１１０~１３０ mm.针对高应力巷道提出的“卸压控制＋让压支护”技术与卸压孔保护技术,提高了巷道支护体的完整性,新支护方式现场试验应用后,巷道帮部最大变形为３００mm,顶板最大变形为１７１mm,巷道围岩裂隙范围明显减小,与原支护相比巷道未出现整体失稳现象,有效控制了高应力巷道的变形,维护了高应力巷道煤岩体的稳定性.研究成果为高应力巷道卸压控制和让压支护提供了理论指导.     

高应力煤巷钻孔卸压与锚杆支护耦合作用研究

王庄煤矿+540 m水平厚煤层大断面巷道由于应力高、顶煤强度低及大采高工作面扰动影响,巷道围岩控制较为困难。在综合分析采矿地质条件基础上,提出对煤巷实施钻孔卸压与锚杆支护耦合作用的支护方案。通过数值模拟和现场试验相结合,分析比较巷道顶底板变形规律和应力特征,确定了合理的优化支护方案,即卸压钻孔直径400 mm、间距4 m,锚杆间排距0.9 m、预紧力90 k N。在8110工作面现场应用表明,采用耦合支护方案后,巷道顶板下沉量减小30.3%,底板变形量减少8.6%。围岩变形量在设计范围内,煤柱应力降低且向深部转移。证实了耦合支护方案能有效控制围岩变形,保持围岩稳定,而且也为类似巷道的设计和加固提供了参考价值。     

深部近距离煤层群采动力学行为探索

我国深部近距离煤层群赋存开采比重大,采动力学机理不清,导致开采效率低,安全事故频发。深部煤岩体所表现出的物理力学特性及变形破坏特征较浅部有着本质差异,尤其在深部近距离煤层群开采条件下,临近工作面扰动影响将导致更加复杂的采动应力重分布过程。针对深部近距离煤层群采动影响下巷道围岩控制难题,依托平煤十二矿己_(14)和己_(15)深部近距离煤层群工程实践,在己_(15)-31030工作面进风巷内开展了巷道收敛变形、锚索应力现场原位监测试验,理论计算了近距离煤层群底板破坏范围并推导得出了巷道围岩变形速度公式,初步揭示了深部近距离煤层群采动力学行为。研究表明:己_(14)煤层底板破坏深度理论值约21.24～30.88 m,上覆煤层采动影响导致本煤层采场边界改变,巷道顶底板及左右帮收敛量约400 mm,巷道收敛变形量随采煤工作面推进呈现阶梯式缓慢增长与指数式快速增长两阶段模式,其中指数式快速增长阶段为巷道变形的主要阶段;锚索应力随采煤工作面推进呈现"近线性增长—跃阶式降低"两阶段演化模式,顶板锚索应力平均变化率、峰值应力均显著高于巷帮相应参数,巷道顶板采动效应较巷帮更为明显;锚索应力峰值点滞后最大收敛变形位置约40 m,采动影响时效相比单一煤层开采大幅延长约35 m,采动应力变化率及其峰值分别降低约53.5%,24.5%,己_(15)煤层采动影响范围约105 m;巷道围岩变形速率与距采煤工作面距离呈现反比例函数关系,在此基础上,进一步推导得出深部近距离煤层群距采煤工作面不同距离处围岩变形速度预测公式,并对比现场原位监测数据验证了该公式的合理性。研究成果可为同类深部近距离煤层群的巷道围岩变形速度预测、巷道支护及采矿技术优化等工程问题提供参考。     

深井回采巷道底鼓变形与支承压力关系分析

为了研究深井回采巷道底鼓变形与支承压力之间的关系,以铜川玉华煤矿2407工作面回风巷道为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场观测相结合的方法进行分析研究.通过建立巷道底板等效载荷力学分析模型,推导出在支承压力作用下巷道底板最大底鼓量的表达式.通过FLAC3D模拟软件模拟计算得到不同煤柱宽度条件下巷道煤柱侧及煤壁侧的垂...     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

采动影响下底板暗斜井的破坏机理及其控制

针对采动影响下底板巷道围岩出现的大变形失稳及屡修屡坏的控制难题,综合现场调研、理论分析、数值计算及井下试验与实测等方法,对采动条件下底板应力的分布和传播规律及其与巷道围岩应力的关系、底板暗斜井受回采过程扰动的动态变形破坏特征、底板巷道的失稳机制及控制方法进行了系统研究。结果表明,围岩应力分布受超前支承压力在底板中传递的显著影响是底板巷道变形破坏的根本原因。在采动加卸载作用下,底板水平应力增量与垂直应力增量的异步变化引起围岩帮部的环向应力激增并破坏造成顶底板临空宽度的加大,进而导致顶板破断和严重底臌。采用高阻可让压锚索减小顶底板的临空宽度、抑制底臌大变形,提出了锚网索+注浆+底板锚索的控制方法。对江西高坑矿底板暗斜井进行了现场支护试验,围岩控制效果良好。     

深部高应力软岩巷道变形特征及支护技术研究

以贵州土城煤矿141713运输巷为工程背景,针对该矿运输巷深部高应力软岩难支护问题,通过现场调研该巷道破坏特征、实验室用多功能粉末X射线衍射仪分析围岩成分,分析总结该巷道破坏机理,得出围岩强度低、黏土矿物占比大、支护方式不合理、采动影响、高应力和围岩渗水是该巷道变形破坏的主要原因.针对巷道破坏特征和机理提出"锚杆/索+...     

采动影响下底板瓦斯抽放巷稳定性研究

针对某矿底板瓦斯抽放巷受上部煤层采动影响破坏严重的现象,采用UDEC数值模拟对9#煤层开采过程中底板瓦斯抽放巷的稳定性进行分析,研究了采动影响下支承应力在煤层底板中的传播规律、底抽巷应力场、塑性区分布和围岩位移变化情况。通过采用锚杆锚索联合支护的方式,顶底板和两帮位移量明显减小,取得了较好的支护效果,保证了采动后底抽巷的抽采效果。     

基于采动应力边界线的顶板巷道保护煤柱留设方法

针对平顶山一矿31010工作面回采期间顶板丁戊三乘人巷严重变形的问题,通过现场实测和数值模拟研究了巷道变形的原因及保护煤柱留设的问题。结果表明：工作面回采后,上覆顶板岩层中的应力发生改变,将应力值等于1.05倍原岩应力的点构成的曲线定义为采动应力边界线。采动应力边界线由开采煤层向上覆岩层呈外扩式发展,采动应力边界线距开采边界的水平距离随着距开采煤层高度的增大而逐渐增大,但增大趋势逐渐减小。采动应力边界线内侧岩层应力出现增压区和减压区,而外侧岩层仍处于原岩应力状态,采动应力边界线是划定工作面上覆岩层是否受工作面回采影响的边界线。目前顶板巷道保护煤柱宽度是按岩层移动角进行设计的,没有体现内部岩层移动变形及应力特征,导致顶板巷道保护煤柱宽度不合理而出现破坏,为此提出了基于采动应力边界线的顶板巷道保护煤柱宽度设计方法。按照此方法设计的平顶山一矿31010工作面顶板乘人巷保护煤柱宽度应为158 m。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

高应力煤层顶板巷道底鼓治理技术研究

巷道底鼓问题一直是困扰煤矿科技人员的难题。随着采深的加大,地应力以及采动应力显现更加明显,巷道的帮顶支护技术随着材料、机具、工艺的创新已经被有效解决,矿山压力的显现只能在支护比较薄弱、或者说没有支护体的底板进行显现。这就造成很多巷道帮顶基本无变形,而底鼓十分严重。对常村矿煤层顶板运料斜巷底鼓问题进行了地质资料调查,根据底板岩层强度及破坏深度,制订了合理的加固方案及工艺,取得了良好的支护效果。     

五阳矿厚煤层巷道底鼓机制及控制研究

针对五阳矿76#-2厚煤层专用回风巷道底板经常发生大变形破坏,通过研究厚煤层巷道底鼓机制及控制原理,提出对厚煤层巷道底板进行中、深部加固的治理思想控制底鼓.采用FLAC3D模拟了不同支护方法对底板的作用,研究表明:底板无支护,底板变形量为1.3～1.6 m,在采动应力扰动下,底板破坏范围将逐渐增大;采用锚网浆支护,底板塑性破坏区相应减少,但受到应力扰动的影响,底鼓量为0.7～1.0 m,仍不能满足生产需要;采用高强度锚索束分区注浆及混凝土条块耦合支护(锚混凝土浆支护),底板围岩塑性区明显缩小,底鼓量仅为0.24～0.38 m,达到控制底板变形的要求.通过对锚混凝土浆支护方法进行工程试验,结果表明:巷道两帮收缩量226 mm,底鼓量283 mm,分别减少了56.5％,83.4％,有效控制了厚煤层巷道底板的较大变形.