巷道顶板岩层连续强化控制技术研究

为控制复杂条件下巷道顶板岩层稳定性,以翟镇煤矿11503E工作面轨道巷为研究背景,对其支护方案进行研究。针对巷道支护密度大、支护可靠性不足等问题,提出巷道顶板岩层连续强化控制技术。由顶板岩层连续强化控制机理,提出“一级正常支护-二级强化支护-三级让压防冲”的多级厚锚固岩梁强化支护技术,确定支护技术参数。通过与原支护的性能对比和实际应用表明,优化后的支护方案能起到较好的支护效果,同时能有效降低巷道支护成本,提高企业经济效益,对同类型巷道顶板岩层控制起参考作用。

动压影响孤岛工作面巷道围岩“卸-支平衡”协同控制技术

煤矿深部工作面回采过程中,经常受到强开采动压作用影响,矿压显现强烈,巷道围岩变形破坏程度大,尤其对于孤岛工作面,动压影响更加显著,围岩控制难度成倍增加。为了解决深部孤岛工作面强动压影响回采巷道围岩控制问题,以2308工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场验证等方法,首先对巷道围岩结构模型进行分析,确定影响工作面围岩稳定的主要因素;进一步对煤柱宽度和钻孔卸压2种方案进行研究,并根据巷道围岩的实际变形情况,确定巷道围岩的非对称支护参数,实现受强动压影响回采巷道的“卸-支平衡”协同控制方案。经过现场实践验证,2308工作面巷道顶底板移近量为260 mm,两帮移近量为471 mm,巷道围岩的整体性得到增强,变形得到有效控制;采用“卸-支平衡”方案对受动压影响巷道围岩的控制效果显著。

厚煤顶动压影响巷道支护方案优化设计及应用

针对8206回风巷厚煤顶动压影响巷道存在的顶板易随采随冒的问题,综合运用现场调研、文献检索、理论分析等研究方法,分析该巷道原支护方案的缺陷及应该优化的方向,设计了一套“高预应力锚索整体支护方案”,并成功进行了工程实践。掘进支护后的矿压观测表明,实施优化后的支护方案后,巷道顶底板移近量、两帮移近量、顶板离层值均得到了有效控制,实现了安全高效掘进。

黄陵二号煤矿厚煤层留巷围岩变形特征分析

厚煤层煤柱留设宽度对煤炭资源回收率与围岩稳定性具有重要影响。为黄陵二号煤矿煤柱留设合理宽度,运用数值模拟方法与现场实测技术,对不同煤柱留设宽度的围岩应力进行分析,并对锚索应力、顶板离层量的演化趋势进行监测。结果表明,煤柱尺寸在12~18 m时应力峰值与位移峰值变化范围最小,最终确定煤柱尺寸为15 m。工程监测表明,回采动压超前影响范围为220 m,工作面距离四联巷的-50 m到75 m范围为矿压快速显现阶段。工作面回采过后50 m,锚索应力与顶板离层量趋于稳定状态,验证了黄陵二号煤矿303工作面的煤柱留巷稳定性满足围岩的支护控制需求。

综放开采动压巷道围岩控制技术研究

为实现动压巷道围岩变形有效控制,以3603运输顺槽为研究对象,提出通过桁架锚索、锚杆、单体及注浆方式控制运输顺槽围岩变形。工程应用后,解决了在3601工作面采动影响下,3603运输顺槽围岩变形量大、部分锚杆(索)失效等问题,顶底板、两帮移近量控制在170 mm、240 mm以内,取得了较好的动压影响巷道围岩变形控制效果。

动压影响区松软留顶煤巷道支护技术研究

厚煤层开采工作面回采巷道断面普遍较大,随着矿井采掘深度和开采范围的不断增大,回采巷道围岩控制难度增加,这就需要做好动压巷道围岩变形控制。本文以某煤矿11307回顺为研究对象,分析动压影响下松软留顶煤巷道围岩变形特征及影响因素,并提出具体支护方案。总体来说,采用锚杆索、注浆、钢筋托梁及金属网组合支护顶板,采用锚杆索、金属网组合支护巷帮。工程应用后,11307回顺巷道位移变形量较小,可满足使用需要。

特厚煤层动压巷道锚注一体高强注浆加固技术研究

为解决孙家沟13315回风巷在掘进期间受动压影响巷道变形严重的问题,保证工作面安全回采,通过数值模拟对巷道围岩应力分布和破坏特征进行分析,掘进160 m时,巷道顶板最大破坏深度达到5.5 m,巷道两帮最大破坏深度均达到4.5 m。确定了掘进动压巷道破坏范围,提出采用锚注一体高强注浆加固技术支护体系,通过矿压数据监测可知,锚注一体高强注浆加固技术可以保障多重扰动巷道的安全开采。

煤矿工作面动压巷道支护施工方案分析

为进一步探究煤矿工作面动压巷道支护方案要点内容,以H煤矿工作面动压巷道现有支护方案存在的主要问题为研究对象,首先结合实际问题,应用仿真分析方法对巷道预留煤柱宽度进行优化,其次基于理论计算方法,对支护方案中锚索和锚杆的技术参数进行确定,以完成巷道支护方案的优化设计工作。从实际运行效果来看,优化后的巷道支护方案有效解决了围岩变形问题,具有一定的应用价值。

动压影响下软岩巷道围岩控制技术研究

3506回风巷围岩为软岩且巷道受本采面、邻近采面采动压力影响,围岩变形量较大且局部位置支护体系面临失效问题,给巷道后续使用带来较大影响。对回风巷现场条件及围岩变形特征分析基础上,提出采用高强预紧力锚杆(索)+底角锚杆+巷帮锚索方式进行支护,通过高强预紧力锚杆(索)强化顶板及巷帮围岩支护强度,提高支护体系与围岩耦合效果;采用底角锚杆可降低甚至阻隔顶板及巷帮压力对底板影响,提高底板抗底鼓能力;巷帮锚杆可将巷帮应力向深部转移,减少巷帮表面位移量。现场应用后,3506回风巷在动压影响下围岩变形量始终在允许范围内,为巷道正常使用创造良好条件。

巨厚推覆体对深部回采巷道矿压分布规律研究

在巨厚推覆体下进行采掘活动,矿压分布规律复杂,围岩变形破坏控制难度大。为了获得巨厚推覆体下回采巷道矿压分布规律,以新集一矿360801工作面为工程背景,通过FLAC^(3D)数值模拟研究,得到了推覆体厚度、岩性以及推覆体位置对回采巷道的影响。研究结果表明:推覆体存在时的巷道变形量和集中应力均大于无推覆体的情况,回采巷道围岩变形量与推覆体厚度呈负相关,推覆体岩性和推覆体位置的改变对回采巷道的影响较小。

小煤柱巷道围岩变形的力学机理及演化过程研究

为研究小煤柱巷道围岩变形力学机理与演化过程,以石槽村矿某回风巷为研究对象,采用理论分析、FLAC^(3D)数值模拟以及现场实测等方法,分析小煤柱条件下巷道围岩变形的主要影响因素以及表征特点。研究结果表明:侧压系数为巷道围岩变形的主控因素;侧压系数与巷道顶底板位移量呈正比关系,与两帮位移量呈反比关系;回风巷每次受采动影响时,变形可分为巷道稳定阶段、位移分化阶段以及位移加速变化阶段;围岩变形主要发生在一次采动影响时,此时巷道变形呈现明显的不对称,左右两帮的位移量差异明显,巷道的中心位置明显偏移。研究结果可为小煤柱巷道围岩支护提供技术参考。

深部动压巷道围岩变形破坏机理与控制技术研究

针对采动影响下深部煤层巷道变形破坏严重难以控制的难题,以景福煤矿15108工作面进风顺槽为背景,采用理论分析和数值模拟等研究方法并与现场实测相结合,分析了采动影响下邻近工作面回采巷道的围岩变形规律,揭示了动压巷道围岩变形破坏机理,提出了巷道长锚索支护+短锚索补强+钢带联合差异化控制的分断面锚索加固技术,并采用现场实测方法验证了措施的可行性。结果表明:15108进风顺槽邻近工作面超前支承压力影响范围约90 m,工作面推过120~160 m后,侧向支承压力影响程度开始降低,观测期间顶底板移近量达1 270 mm;15108进风顺槽围岩变形特征与工作面周期来压步距息息相关;应力环境复杂、巷道围岩强度偏低和巷道支护强度不足是影响深部动压巷道围岩稳定的主要因素;巷道长短锚索联合加强支护较原支护提升了围岩支护强度与稳定性,满足巷道运输及工作面回采要求。

综放工作面强动压巷道围岩综合控制技术研究与应用

针对老石旦煤矿强烈动压影响巷道围岩变形难题,在分析顶板岩层以及地应力场分布的基础上,总结了动压巷道围岩的变形破坏特征,提出了水力压裂卸压与高预应力锚杆支护的协同控制技术,确定了最佳压裂高度,制定了水力压裂方案与高预应力锚杆支护方案,开展了井下工程应用。结果表明:水力压裂有效激发了顶板岩层破裂和裂缝扩展,形成大尺度裂缝,阻断了侧向支承压力的传递路径;巷道矿压显现明显减弱,顶底板移近量402 mm,两帮移近量83 mm,较原支护变形显著减小;强采动影响下锚杆(索)受力变化趋势明显减弱,锚杆最大受力79~96.5 kN,锚索最大受力101 kN,且未发生锚杆(索)破断现象,表明采用水力压裂与高预应力锚杆支护后,巷道围岩侧向支承压力明显减弱,稳定性显著提高,强动压巷道围岩控制效果显著。

厚煤层开采切顶卸压沿空掘巷应力优化技术研究

为研究厚煤层强开采条件下强矿压发生机理,以布尔台矿42203工作面为工程背景,对比分析采空区稳定前后端部结构及应力变化规律,提出切顶卸压小煤柱沿空掘巷围岩控制技术。通过FLAC3D数值模拟以及应力测试,确定应力降低区范围为工作面边缘5 m范围内,应力峰值出现在距离工作面边缘13~16 m内。基于现场取芯岩性测试结果,确定目标切顶高度为20 m。选取42203工作面运输顺槽不同位置开展顶板水力切割及聚能爆破卸压技术试验,现场试验表明工作面支架载荷降低,巷道围岩应力得到优化。

重复采动软岩巷道非对称变形机理与控制技术

为研究厚煤层综放面软岩巷道受重复采动影响下非对称变形机理,以布尔台煤矿42203综放工作面为工程背景,采用了现场监测、理论分析及数值模拟等方法对42203辅运巷道受重复采动影响时巷道非对称变形破坏特征及破坏机理进行研究,提出了重复采动软岩巷道高强锚索补强支护技术。研究结果表明:42203辅运巷道受重复采动影响导致两帮变形大于顶底变形,正帮上部及副帮下部帮鼓破碎,矿压显现剧烈,采动超前影响范围可达110 m,重复采动产生的高偏应力,改变了侧压系数及应力方向,致使塑性区由近似对称破坏转变为非对称破坏,揭示了重复采动巷道破坏机理,提出了采用高强锚索对42203辅运巷道进行补强支护方案,经现场实测,该方案有效减缓了围岩的变形速度和变形总量,满足巷道稳定要求,效果良好。

坚硬顶板回采巷道矿压显现规律及煤柱优化

为研究浅埋深坚硬厚顶板条件下合理护巷煤柱宽度,依据现场实测数据分析了工作面回采全过程围岩应力响应特征,研究了煤柱应力分布演化规律,采用数值模拟软件建立了不同煤柱宽度二维离散元模型,探讨了不同煤柱宽度条件下围岩应力与塑性区的分布规律。结果表明:煤柱侧向悬顶是造成巷道围岩应力响应强烈的主要原因,滞后工作面124~405.6 m顶板不同层位岩层运动强烈,靠近煤柱侧顶板锚杆(索)受力变化大,最大变化幅度达54 kN,滞后工作面距离大于405.6 m时锚杆(索)受力基本趋于稳定;巷道围岩变形以底鼓为主,且底鼓量占顶底板移近量的95%以上;煤柱应力分布呈“单峰型”分布特征,峰值应力分布在8~14 m范围内,采用理论计算得出了煤柱临界宽度为17.6 m;数值模拟表明煤柱宽度为18 m时,煤柱应力及塑性区分布均可满足保持巷道稳定的要求,理论计算与数值模拟综合分析确定了类似条件下合理煤柱宽度为18 m,并依据顶板岩层分布特征,提出了“支护-卸压”协同控制技术进一步优化煤柱宽度的思路及建议。

2301孤岛工作面回风顺槽钻孔卸压机理研究

以干河煤矿2301孤岛工作面回风顺槽受采动动压影响剧烈问题为工程背景,采用理论分析、数值模拟的研究方法对回风顺槽通过在帮部钻孔来减弱巷道显现的合理参数进行研究。理论分析巷道两帮应力升高范围为7.88 m,模拟结果表明,当钻孔深度为10.0 m,钻孔间距为1.0 m时有利于获得较好的卸压效果,且有利于工程施工,满足回采巷道使用要求。

孤岛工作动压影响巷道围岩支护技术研究

为解决31310孤岛工作面回风巷围岩变形严重、局部支护体系失效等问题,依据现场条件及围岩变形特征等因素,提出以锚索补强支护+巷帮注浆为核心的围岩支护技术。现场应用后,从围岩变形量和完整性、锚杆受力及采面生产效率等方面分析巷道支护效果,结果显示可有效降低31310回风巷围岩变形量,其中顶底板、巷帮变形量分别被控制在630 mm、215 mm以内,支护体系始终保持正常运行,采面推进进尺稳定到120~160 m/月,现场应用取得较好效果。

应力区采掘巷道梁式耦合支护技术应用

基于皇后煤矿采掘巷道受淋水影响,围岩软化现象严重,锚杆(索)支护强度低等问题,以15108回风顺槽为研究对象,采用理论分析和现场实践相结合的方法,选取梁式耦合加固技术对巷道顶板进行加强支护,并对巷道顶板控制效果进行分析。结果表明,在采用梁式耦合加固技术控制顶板后,减少了巷道修复次数,降低了劳动作业强度及支护成本费用。

大跨度动压损毁回采巷道修复与支护技术研究

针对陕西彬长集团公司大佛寺煤矿大跨度动压损毁回采巷道支护难题,从工程地质条件、动压影响方面分析复杂围岩环境下回采巷道变形破坏特征,得出局部构造应力、底板遇水强度劣化、动压以及爆炸冲击的综合作用是回采巷道出现大跨度、底臌、顶板下沉以及最终导致支护失效的主要原因。以40106工作面运输巷为工程实例,基于一体化控制思路,确定锚网索、强力单体点柱、角锚杆综合互补控制的修复方案并将其应用于工程实践。现场观测结果表明,通过减小巷道跨度、增强顶板、两帮支护强度可以有效控制大跨度动压软底回采巷道顶板下沉和底臌。