综采工作面超前巷道变形机制及围岩控制技术研究

针对采煤工作面超前巷道变形量大等问题,研究了采煤工作面端部覆岩运动特性对超前巷道变形的影响,分析了超前巷道切顶卸压机理,确定了合理的切顶参数,进行了现场试验。结果表明：工作面超前巷道的变形的根本原因是工作面推进过程中弧形三角板在工作面推进方向和倾斜方向下沉运动导致其重量及其荷载作用在巷道顶板造成的,并在此过程引起超前支承压力和侧向支承压力的集中。有效切断回采巷道上方顶板与工作面顶板的联动效应后,超前巷道替代了单体架棚支护,超前巷道顶底板累计变形量和两帮累计移近量分别为未切顶的1/5和1/3。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题,以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景,理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理,提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术,取消原工作面超前液压支架,减小了单体支柱支柱密度,并在现场进行了工业性试验。试验结果表明,工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后,顶板围岩裂隙内浆液充填范围广;超前巷道受工作面支承压力和采动影响后,巷道变形不明显;进入沿空留巷后,留巷实体煤帮最大移近量为276 mm,采空区帮最大移近量为216 mm,顶板最大移近量为225 mm,底板最大鼓起量为164 mm,顶板控制效果较好。     

综采面回撤期间回撤巷道围岩应力演化规律研究

以浅埋深综采工作面为研究背景,针对工作面回采至停采线这一过程,对工作面回撤巷道的围岩稳定性进行分析,采用FLAC有限元模拟软件,对工作面回采接近回撤巷道这一过程进行模拟,并对回撤巷道的围岩应力进行观测。结果表明:工作面回撤期间主回撤巷道支承压力和辅回撤巷道围岩应力相互叠加,两者之间的煤柱应力值增至13.5MPa,较正常开采期间的应力值高3.5MPa,主辅回撤巷道之间的煤柱能够承受支承压力的作用;工作面与回撤巷道贯通时,巷道两帮移近量和顶底移近量分别为210mm和320mm,回撤巷道保持稳定,确保了工作面的安全撤出。     

大采高工作面初采期间巷道围岩变形特征

针对大采高工作面初采期间矿压显现剧烈的特点,以安徽省某矿1282(3)工作面为研究对象,采用数值模拟软件FLAC~(3D)对大采高工作面初采期间两巷围岩变形特征进行模拟计算,并且同时在1282(3)工作面运输巷和回风巷中布置测站,对工作面初采期间的巷道围岩移近量和移近速度进行现场实测。研究结果表明:大采高工作面1282(3)初采期间超前支承压力影响区域为工作面前方60 m左右,运输巷的围岩移近量与移近速度大于回风巷的围岩移近量与移近速度。     

综放工作面沿空巷道超前支护技术与实践

工作面回采前期运顺超前支护采用三排1000×600mm的十字梁配合四排单体液压支柱支护.初次来压以后,随着工作面的推进,运顺压力显现剧烈,巷道变形严重,即使采取补打单体加密支护的方式,仍不能较好控制巷道顶底板移近量.     

特厚煤层小煤柱临空巷道矿压显现及控制技术研究

结合同忻矿石炭系煤层8305小煤柱工作面工程概况,针对其留设6 m的小煤柱临空巷道在掘进待采期间和工作面回采期间出现的矿压显现特征进行研究,理论分析认为5305临空巷道受采空区侧向扰动、工作面超前支承压力以及采空区未垮落充分的三角悬板滑落和变形失稳的影响是造成矿压显现的原因;并通过在现场应用水压致裂技术、制定卸压方案,辅助加强超前补强支护,巷道顶底板移近量由之前的0.8～2 m缩短到目前的0.5～0.8 m,巷道两帮的移近量由之前的2～3.2 m缩短到目前的1～1.5 m,矿压显现得到有效控制,进而保证了临空巷出口畅通,实现了工作面安全高效开采。     

综采工作面回采巷道围岩破裂变形规律实测研究

为了研究综采工作面回采巷道围岩变形规律,为回采巷道的保护提供合理依据,以东欢坨矿2088_下工作面为工程背景,运用现场实测方法,通过钻孔电视探测分析2088_下回风巷道围岩破裂情况及对巷道进行位移监测并分析变形规律。结果表明:巷道顶板下位岩层中均存在较为严重的破裂区,破裂区范围约为2.0 m左右,2088_下工作面所在的8~#煤层巷道围岩属于中松动圈和大松动圈范围;未受采动影响区域内顶底板、两帮最大移近量仅为84、34 mm;超前影响范围约为90 m,顶底板、两帮最大移近量达到了1 280、1 869 mm,由此可见,在工作面回采扰动作用下巷道变形情况较为严重;回采工作面推进距离从测点前80 m至0 m过程中,顶底板、两帮移近量分别增大至243、206 mm,移近速度分别增大至19.1 mm/d和14.7 mm/d,均产生明显增长,说明回采工作面距测点越近,巷道受采动影响越大;在对回采巷道进行保护时,要求巷道支架支护必须考虑能够有效支护该范围内岩层重量以及上覆岩层作用力。     

调斜工作面回采巷道变形规律及支护对策研究

以金桥煤矿2321调斜工作面回采巷道为研究背景,利用FLAC~(3D)软件分析两回采巷道围岩压力分布规律,通过现场实测得到两回采巷道变形规律。研究结果表明:工作面调斜开采时,两回采巷道围岩压力分布不对称、巷道变形规律不同步,调斜推进端巷道围岩压力及变形大于调斜不动端巷道围岩压力及变形。正常回采后,两回采巷道围岩压力及变形逐渐趋于对称。根据研究结果,提出了非均匀支护建议。     

回采顺槽巷道超前水力压裂切顶技术及其应用

针对部分回采工作面顺槽巷道受相邻采空区动压影响,造成回采时超前影响段变形大、超前维护量大的问题,个别回采面甚至不得不提前结束回采。为探索该类巷道的治理办法,结合已有研究和工程实践,提出采用超前水力压裂切顶卸压的技术,减弱本工作面回采期间的超前支承压力,试验结果表明,通过回采顺槽超前水力压裂切顶卸压技术研究的使用,使顺槽巷道超前影响段变形有所减小,对比卸压段和相邻的未卸压段,巷道变形大幅减小,底鼓减小50%,两帮移近减小40%,有效降低了回采顺槽巷道超前支护的管理难度。     

基于位移反分析法的沿空留巷巷道矿压分布规律

以川煤集团叙永一矿沿空留巷为工程背景，采用位移反分析法校准了室内煤岩物理力学参数测试结果，并采用数值模拟方法分析了沿空留巷巷道矿压分布规律。现场观测结果显示：工作面回采期间，巷道顶底板最大相对移近量743 mm，巷道顶底板移近方式以顶板下沉为主，平均顶板下沉量为底鼓量的3.6倍，数值模拟结果为3.5倍。参数校准结果表明：弹性模量、黏聚力的折减对顶底板的移近量有显著影响；计算时步相同时，顶底板移近量随弹性模量、黏聚力的减小而增大，当弹性模量降低为20%时，巷道顶底板移近量最大值增加800 mm。数值模拟分析结果表明：采煤工作面后方沿空留巷高帮支承压力显著升高，支承压力分布呈两侧低，中间高的“凸”起状，且随着工作面不断推进，支承压力峰值不断增大；工作面平均超前支承压力影响范围为77 m。     

上行开采工作面顺槽支护方案及实践

象山矿南二上山采区采用上行开采,3#煤层与下部5#煤层间距17~26 m,21305工作面位于5#煤层采空区顶板强裂隙带内,煤层及顶底板破碎,开掘巷道具有一定的风险。为了确定21305工作面顺槽的合理位置和支护方案,在明确工作面工程背景后,预判了裂隙带内3#煤层及顶底板完整性及开采可行性;分析确定了顺槽的合理位置,最终确定了顺槽合理支护方案,并对巷道掘进期间的问题及维护进行了介绍。分析认为,下部煤层开采后对上煤层破坏影响程度较小,上部3#煤层可进行正常掘进;设计21305工作面顺槽内错10 m,位于悬伸段内10~14.4 m处,此处3#煤层及顶底板比较完整,巷道稳定性较好,适合布置顺槽;顺槽采用该支护方式后,巷道掘进期间顶板无安全事故,但在后期掘进期间需加强顶板矿压观测,当围岩条件发生变化时,需及时调整支护参数以确保工作面顶板支护的安全可靠。     

厚硬顶板宽煤柱工作面过老巷冲击地压防治技术研究

针对厚硬顶板宽煤柱过老巷冲击地压易发生、难防治问题,以文家坡煤矿4105工作面为例,利用数值模拟,研究分析了工作面在厚硬顶板以及宽煤柱条件下过老巷期间的围岩应力分布特征,分析其冲击危险性,并提出针对性防治技术方案.结果表明:在推进过程中临界煤柱容易聚集大量弹性能,增加冲击危险性,且由于原切眼的存在,使工作面在过老巷期间...     

托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理和加固技术研究

晋能王家岭煤业回采面均采用“两进一回”布置,其中上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。     

复采工作面通过条带式残采区覆岩稳定性特征研究

为了制定条带式残采区复采的合理开采方式,以西河煤矿3^#煤层条带式残采区为工程背景,采用三维相似模拟和数值模拟相结合的方法,研究复采工作面通过条带式残采区引起的覆岩运移变形特征和稳定性演化规律。模拟结果表明:当工作面与条带式残采区斜交角度在30°以上时,采场前方覆岩破坏形成的剪切破坏区域和拉伸破坏区域呈现出独立的变化特征,工作面前方煤柱和顶板会对上覆岩层形成有效的支撑作用;旧采残煤复采过程中顶板垮落以分段、分步、局部零星的多次垮落方式为主,工作面整体的矿压显现并不十分强烈。研究表明:复采工作面通过条带式残采区时工作面与巷道呈30°夹角布置是合理可行的。     

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。     

水力压裂技术在二次动压巷道卸压中的应用

保德煤矿8号煤层三(上)盘区位于井田南侧,该盘区靠井田南侧边界段受古河流冲刷影响,老顶为较厚的含砾粗砂岩,该区域回采期间工作面矿压显现明显,回采后会导致相邻工作面二次采动巷道变形严重.为减小相邻工作面巷道变形,采取了水力压裂技术,通过"切断"传递力的关键层,降低二次动压巷道变形.实践证明,81307胶带顺槽(对应813...     

水力压裂护巷煤柱卸压机理与工程应用

以新元公司9108工作面回风顺槽水力压裂卸压为工程背景,通过理论分析,得出了煤柱体上部基本顶悬伸部分长度过大是导致护巷煤柱变形的主要原因,然后通过水力压裂技术来对煤柱上部顶板进行压裂,使得顶板在工作面回采后能够及时垮落,不会形成悬顶效应,减小对煤柱体的压力,从而保护护巷煤柱,使得下一工作面在回采时巷道围岩变形量保持在可控范围之内,从而减少了巷道维护成本。     

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。     

空巷灌浆充填技术在岳城煤矿1307工作面应用

针对综采工作面过空巷时易发生顶板垮落及煤壁大面积片帮等问题,提出了空巷灌浆充填技术体系,并对充填效果进行了现场验证。结果表明,过空巷期间巷道顶底板围岩变形均在控制范围之内,支架初撑力、末阻力、顶板周期来压情况均与正常回采阶段无明显差别,巷道内部充填体与煤岩体形成整体,提高了煤层的整体塑性,实现了工作面安全回采。     

采空侧巷道围岩应力分析与控制技术研究

常村煤矿S6-1皮顺为深部采空侧大变形巷道,亟需一种新的科学支护方式提高巷道围岩稳定性.通过分析煤层工作面工程地质条件,确定了包含煤层、顶板、底板的四种岩性试样进行物理力学试验,将试验结果赋值到UDEC模拟软件中模拟工程现场煤柱应力分布和巷道变形规律.结合现场情况和模拟结果,设计不同的切顶卸压方案并进行数值模拟对比.模...