多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术

戊9-10-22290工作面为平煤六矿三水平二采区的孤岛工作面,风巷外段在采掘服务期间将会受到上覆戊8及下伏五矿己组回采影响,采掘时空关系异常复杂。目的为探讨多煤层重复采动回采巷道失稳机理与控制技术,方法基于采掘工作面应力时-空演化关系,提出平煤六矿戊9-10-22290工作面风巷外段全生命周期内的围岩控制方法,并进行现场工程应用。结果结果表明:上覆近距离煤层开采后,巷道顶板出现拉剪破坏;本煤层和下伏煤层回采过程中,巷道将逐段受到超前支承压力作用;根据巷道围岩所处的扰动时-空过程和高应力环境,提出“高预应力高强锚杆+锚索+深孔爆破卸压”的抗压-让压-卸压相结合的综合围岩控制技术。现场工业性试验表明,巷道服务期间两帮最大变形量为347 mm,顶板下沉和底板鼓起均在可控范围内,能够满足矿井安全生产需求,取得较好的技术和经济效益,结论研究结果可为类似条件下的回采巷道围岩控制提供参考。

“三软”厚煤层回采巷道掘锚一体机工艺优化及应用

“三软”厚煤层回采巷道围岩整体强度低,且岩层结构组合普遍变化较大,造成掘进工作面悬露顶板稳定性差异明显,部分顶板稳定性较差区域无法直接采用掘锚一体机及配套施工工艺,造成掘进工作面频繁停工,整体掘进效率下降。针对此类问题,以沙吉海煤矿“三软”厚煤层回采巷道为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟等综合研究方法,阐明了掘进工作面悬露顶板漏冒、掘锚一体机陷入底板或跑偏、煤壁片帮是制约掘锚一体机在“三软”厚煤层回采巷道中应用的关键制约因素;考虑悬露顶板厚度、扰动影响系数、顶板各岩层强度及各岩层完整性等参量的影响,建立和推导了掘进工作面悬露顶板极限跨距计算公式;形成了以掘进工作面悬露顶板极限跨距计算为主导的巷道围岩稳定性分级方法,将“三软”厚煤层回采巷道围岩划分为极稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定5个级别;提出了不同稳定性级别围岩条件下掘锚一体机装备及施工工艺分类优化方案,并从截割滚筒位态调整、底板接地处理、巷帮作业平台增设等方面给出了困难作业环境下掘锚一体机应用对策。研究成果在沙吉海煤矿B1003W05工作面巷道进行了工程应用,其分类优化方案可有效保障掘锚一体机在“三软”厚煤层中的正常运行,相比邻近巷道采用悬臂式掘进机综掘工艺,掘进速度提升了1.0~1.8倍。

区段煤柱下大断面回采巷道不同成巷方式分析研究

为了探究在区段煤柱下大断面巷道在掘进时受到扰动最小的一种成巷方式,以乌兰色太煤矿掘进52202工作面运输顺槽为研究背景,针对该工作面实际地质资料,通过数值模拟分析了大断面巷道在不同成巷方式条件下的塑性区形态、应力场及位移场分布规律。结果表明,先掘进5.4 m宽正常巷道,后扩帮2 m的成巷方式为最优成巷方式,将其应用于工程实践,为同类型区段煤柱下大断面巷道提供参考依据。

下峪口煤矿23306下工作面回采巷道合理错距研究

近距离煤层采空区下回采巷道合理错距的确定对巷道安全高效掘进意义重大。以下峪口煤矿为工程背景,采用理论分析及现场试验的方法,对23306下进顺采空区下回采巷道合理错距进行研究。得出下峪口煤矿23306下进风顺槽合理留设错距为22 m,根据23306下进顺错距留设情况提出支护方案并根据巷道顶底板及两帮位移变化情况进行监测验证,监测发现巷道各测点顶底板及两帮的移近量均小于450 mm,大多时间内两帮的移近量小于350 mm,煤柱帮的深基点和浅基点的位移变化量基本一致,且随着巷道的掘进,未出现较大变形,说明采用22 m错距可实现围岩变形稳定,研究可为类似条件巷道安全高效生产提供经验和参考。

复杂散体状顶板回采巷道围岩注浆改性控制分析

复杂散体状顶板巷道围岩破坏严重,变形量大,支护困难。通过对复杂散体状顶板巷道围岩变形破坏特征与失稳原因分析,研究了不同配比似膏体注浆材料的浆液密度、析水率、流动度特征,探明了不同水灰比、粉煤灰掺量对似膏体注浆材料强度的影响机制,确定了似膏体注浆材料优化配比与注浆加固支护方案。结果表明:复杂散体状顶板巷道围岩表现为顶板破坏严重呈网兜状下沉,高低帮呈整体“凹”型膨胀变形;散块体、弱胶结、高应力、软煤体、支护失效是巷道围岩失稳的主要原因;随着水灰比、粉煤灰掺量增大,浆液析水率与流动度呈增加趋势、浆液密度则呈降低趋势,水灰比对浆液流动度影响大于粉煤灰掺量;浆液结石体破坏强度随着水灰比与粉煤灰掺量的提高分别表现为加速衰减姿态与急剧下降—缓慢增加—缓慢下降趋势;似膏体注浆材料优化配比的水灰比与粉煤灰掺量分别为0.6∶1与80%;采用锚杆(索)+似膏体注浆控制技术方案30 d后,顶板最大下沉量小于80 mm,两帮最大收敛量小于70 mm,巷道围岩稳定性较好。

回采巷道稳定性风险评判模型设计与系统应用

针对煤矿回采巷道潜在风险难以被量化预判的问题,筛选提取影响巷道稳定性的风险因子,通过融合算子将衍生模糊层次分析(FAHP)风险评判模型与灰色关联分析(GRA)风险评判模型融合,构建回采巷道稳定性评判FAHP-GRA双算法结构模型,并将评判结果与现场工程对比分析并加以修正,根据评判结果找出影响回采巷道稳定性的主要风险因子,提出具有针对性的风险管控措施。开发了“FAHP-GRA融合算法的回采巷道稳定性评判系统”,对鲁西煤矿3-2A07工作面、3-1116工作面回采巷道进行评判,评判结果与现场巷道监测情况具有较高的一致性,实现了回采巷道稳定性“有效评判,快速诊断,精准预防”的目的。

复合顶板回采巷道稳定控制技术研究

复合顶板岩层各层之间容易产生不同的变形,导致黏结力变小,在实际生产中易出现离层破坏。通过使用锚杆(索)进行支护,可以改变围岩力学状态,有效控制围岩变形。以山西省四侯矿为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法研究了复合顶板回采巷道稳定控制技术。对比锚杆应力变化曲线可知,所选用的支护方式可以有效控制围岩变形;对回风顺槽动压条件下锚固支护现状进行评价,便于优化支护方案,并为下区段工作面进、回风顺槽支护方案设计提供理论依据。

回采巷道超前支护段围岩控制技术应用

为了解决回采巷道超前支护段的顶帮移近、围岩变形对生产安全造成的影响,通过对围岩变形以及应力分布特征的模拟分析,优化了原有巷道的支护方式,经过对比模拟实验,确定了注浆锚索的支护参数,有效控制了巷道形变,围岩控制取得显著效果。

工作面末采阶段强动压影响回采巷道围岩控制技术研究

合理的巷道围岩控制参数可以有效保障工作面回采巷道围岩的稳定性,对煤矿安全生产、提高经济效益具有重要作用。晋能控股煤业集团永定庄煤业有限责任公司8103工作面在末采阶段因为片帮问题出现末采困难,其相邻的8102工作面回采末期也可能经历此项问题。鉴于此,采用数值模拟方法对比了8102工作面初采和末采期间巷道围岩的变形情况,制定了工作面回采末期巷道围岩的注浆加固方案,经现场实践检验:采用注浆加固方案后,8102工作面回采末期巷道顶底板移进量为243mm,两帮移进量为368mm;巷道顶板深基点离层量为25mm,浅基点离层量为40 mm,巷道围岩位移情况满足安全规程的要求。

回采巷道过断层长短锚索组合支护优化技术

针对玉华煤矿柴家沟井42226工作面运输顺槽过断层时围岩破碎、支护困难、巷道变形严重等问题,分析了原支护方案存在的问题,提出了长短锚索组合支护方案并优化了支护参数。现场实测结果表明,围岩在20 d后开始趋于稳定,顶板最大下沉量为158 mm,底板底鼓量最大为92 mm,两帮收缩量最大为166 mm,分别为原变形量的21.9%、16.4%和25.5%。顶板和两帮锚索受力在13 d后开始逐步稳定在275~285 kN且有小幅度震荡,承载能力还有较大富余,巷道围岩变形得到了有效控制,能够满足安全生产的需要。

登茂通煤业3107孤岛工作面回采巷道支护技术研究与应用

针对登茂通煤业3107孤岛工作面回采巷道围岩控制较为困难等问题,采用理论分析、数值模拟、井下试验等手段。揭示了小煤柱双巷及沿空留巷的围岩应力分布特征,巷道帮部应力呈现非对称形态,偏应力高值区集中于巷道帮部,因此重点在于帮部支护及支护体稳定性;确定了巷道的各项支护参数,采用锚网索锚杆联合支护,并采用单体柱进行超前支护;通过井下3107工作面试验,得到进风巷变形量稳定在378~569 mm,辅助进风巷和回风巷变形量稳定在152~298 mm,变形量满足安全生产需求,取得了良好的控制效果。

采煤工作面回采巷道超前支护技术应用分析

本文旨在深入探讨采煤工作面回采巷道超前支护技术的应用,通过详细讨论超前支护技术作用优势、工作面回采巷道特点与影响因素以及超前支护技术应用存在的技术难点,提出了在超前支护技术应用中的管理优化策略。

试论煤矿回采巷道矿山压力控制与支护

对煤矿回采巷道矿山压力的来源展开了讨论,总结了煤矿回采巷道矿山的压力控制策略和支护方法。

破碎顶板下回采巷道超前支护参数优化研究

为解决三交河矿10-205工作面正巷破碎顶板下超前支护区巷道变形大,劳动强度高等问题,开展了超前支护优化研究。通过现场实测和室内试验,获得煤岩力学参数,采用注浆锚索代替部分单体支柱,设计了3种排距超前支护优化方案。通过FLAC3D分析不同方案下巷道位移应力分布规律。最后在10-205正巷进行了现场试验,结果表明:注浆锚索优化方案下,超前30 m范围内单体立柱排距由0.8 m增加至1.6 m,减少16排立柱,显著减少了单体支柱数量,降低了劳动强度,增加了作业空间,为类似工况下回采巷道超前支护提供了借鉴。

复杂条件下回采巷道矿压治理实践

为解决3914大采高综采面近距离煤层开采、沿空留巷、采空区边界煤柱、孤岛工作面等复杂条件下的巷道围岩控制难题,根据现场生产地质条件,通过理论分析和现场实测,对巷道矿压显现规律进行了分析,提出了采用“卸压+锚网索+注浆+架棚”等联合支护方式等主被动联合支护方式,保证了工作面的正常推进,安全高效回收了30 m区段护巷煤柱。实践表明:煤岩体协同控制结构是巷道围岩控制的关键,锚注一体化、主被动联合支护对复杂条件下的巷道围岩控制效果较好。

极近距离煤层下伏回采巷道围岩控制技术研究

针对极近距离煤层下伏巷道支护难度大的问题,采用数值模拟、理论分析、现场实践相结合的研究方法,开展极近距离煤层开采底板下伏巷道围岩稳定性控制技术研究,得出:极近距离煤层开采底板下,将下伏回采巷道相对上覆残留煤柱中线错开12~16 m距离布置,有利于下伏回采巷道支护稳定,并在此基础上提出锚杆+金属网+金属棚架的联合支护方案,应用效果良好,为类似条件下的巷道支护提供了有意义的参考。

矿井回采巷道锚杆索支护优化及应用效果分析

针对2302工作面受采动压力的影响,巷道原锚杆索支护很难再保障巷道围岩稳定,面临安全生产隐患大的问题,为更好的保障矿井巷道的稳定,基于2302工作面工程地质概况,分析了回采巷道围岩变形失稳机理与特征,优化了锚网索支护,并对2302工作面回采巷道的优化支护效果进行了模拟分析与工业性试验,得出优化支护后巷道围岩更稳定,经优化巷道垂直方向上的最大,最小变形量分别为82 mm、49 mm,满足了矿井巷道安全生产需求,更好的保障了矿井安全生产。

大倾角三软煤层回采巷道围岩变形破坏特性研究

采用相似模拟方法进行不同应力条件下大倾角煤层回采巷道的围岩破坏特性研究,结果表明,随着顶压系数k的增加,顶底板逐渐出现离层、剪切、滑移直至冒落,0≤k≤2时,锚网索支护起到了良好的锚固作用。k>2.5时,锚网索支护逐渐失效,巷道两帮中部及顶板中部破坏明显;随着顶压系数的增加,顶底范围的巷道分维数增速较快,增量显著,两帮范围的分维数D在增量和增速方面比顶底较低,说明顶底受顶压的影响大于两帮。顶板锚杆锚索轴力大于两帮,左侧顶部、帮部应力大于右侧;顶压系数0≤k≤2时,测点位移量较小,断面收缩率较低,锚网索支护效果较好,顶底板的变形量大于两帮,左侧(留三角煤处)变形量大于右侧,顶板及两帮中部变形量最大。

店坪矿上行开采上部煤层回采巷道围岩控制

为研究上行开采上部煤层回采巷道围岩控制技术,以店坪矿3-3032巷为工程背景,对其煤层层组空间关系、导水裂缝带高度探测等进行调查测试,进一步开展上组煤蹬空开采的力学分析,确定合理的巷道布置位置,提出针对性支护方案。结果表明:利用井下钻孔分段压水(气)探测法对9~#煤层覆岩裂隙带进行发育高度探测,得到导水裂隙带高度为51.84 m;通过对比层间距,明确煤层受下煤层回采影响的关系,进一步获得下组煤开采走向边界的影响区范围为78.3 m。提出了高预应力强力锚杆+锚索叠加支护形式,可以有效提高巷道围岩在巷道服务期间的可靠性,能够保证工作面安全生产。

厚煤层回采巷道锚杆支护技术优化研究

为了解决某矿工作面厚煤层回采巷道支护问题,运用了FLAC3D数值模拟的方法,对锚杆支护方案进行了改进设计。改进后,使用高强锚杆、金属网、钢带和锚索相结合的支护形式。现场实验结果表明:采用改机支护形式后,顶板的最大偏移量为70 mm,帮部的最大偏移量为80 mm,较原方案分别增加了2.4%和6%,锚杆和锚索的轴力提升到原来的3倍以上。改进后的锚杆支护方案比原方案稳定性更强,支护效率更高,支护成本也变得更低。