综放工作面围岩控制与智能化放煤技术现状及展望

分析了厚及特厚煤层智能化综放工作面围岩控制技术与智能化放顶煤技术发展现状及存在的问题,从巷道围岩高效支护、工作面超前支护、坚硬特厚顶煤冒放性、液压支架位姿监测及智能化放顶煤5个方面提出了工程实际需求。针对综放工作面实现安全、高效、智能化开采存在的技术难题与工程需求,对综放工作面围岩控制技术、智能化放煤技术进行了研究:构建了坚硬特厚煤层顶煤悬臂梁力学模型,研发了提高顶煤冒放性及放出率关键技术,实现了坚硬特厚煤层超大采高综放开采;研发了单元式超前液压支架顶梁可旋转自复位装置,实现了液压支架顶梁根据巷道顶板倾斜角度自动旋转支护,有效提高了单元式超前液压支架对巷道顶底板的适应性;提出了采用巷道支护液压支架替代传统锚网支护结构的思路,具有支护效率高、成本低、节省工作面超前支护等优点;开发了基于立柱与尾梁千斤顶行程的综放液压支架支护姿态监测装置与算法,提高了液压支架支护姿态解算效率与精度;提出了基于透明地质模型、煤量监测装置与煤矸识别装置融合的智能放煤控制方法,可有效解决多夹矸层特厚顶煤智能化放煤技术难题。提出智能地质保障技术、机器视觉精准测量与智能感知技术、综放工作面设备智能精准自适应控制技术、综放工作面数字孪生技术等是智能化综放开采技术与装备的发展趋势。

深井跨采巷道群开采扰动模拟分析与围岩控制对策研究

针对工作面开采扰动下底板巷道围岩控制难题,以安居煤矿1315工作面跨采底板巷道群为研究背景,通过数值模拟及现场实践的方法,分析了上覆工作面回采过程中巷道围岩的应力和塑性区分布特征。研究结果表明:工作面推进至终采线100 m时,超前支承压力在水平方向影响范围约35.8 m,在竖直方向影响范围约37.8 m。底板巷道按照到工作面距离的大小先后受到回采影响,具有过程性。针对3_(上)煤底板巷道群围岩受扰动变形等特点,提出“锚网索+T型钢带+金属网”联合支护技术方案。现场监测表明,支护方案对底板巷道群围岩变形量控制效果显著,确保了工作面下覆巷道群在回采期间的稳定使用。

复采巷道过空巷交叉段围岩控制技术

以宇昌煤业复采区地质条件下回采巷道的围岩控制为工程背景,针对与空巷相交区围岩破碎支护困难的问题,对回采巷道破碎段的围岩控制技术方案及参数进行研究。采用理论计算得出回采巷道煤柱稳定的理论宽度,并通过数值计算得出交叉巷道三角区煤柱弹性核区宽度小于2 m时,需要采用架棚的支护方式维护巷道稳定;通过对掘采期间巷道围岩应力及变形的理论计算及数值模拟分析,确定了合理的架棚支护区域及支护方案;现场实测表明,采用锚网索和工字钢棚联合支护的方式,巷道变形量得到了有效控制。

两次采动影响下小煤柱巷道切顶卸压围岩控制技术

为解决多次采动影响下留小煤柱巷道矿压显现剧烈、围岩变形量大的问题,提出了“切顶卸压+顶、帮锚索补强”联合控制技术。以贾家沟煤矿10115运输巷为工程背景,分析了切顶卸压位置、高度与巷道围岩垂直应力分布的关系,给出切顶卸压关键参数,并研究了留小煤柱巷道在切顶卸压后受两次采动影响下的矿压显现规律。结果表明:切顶卸压后,煤柱上的应力峰值随切顶深度的增加呈指数降低;10115运输巷在邻近工作面一次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出无变形、缓慢变形、快速变形和围岩稳定的变化规律,本工作面二次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出明显变形和剧烈变形的规律;巷道围岩在受二次采动影响时变形更加剧烈,巷道变形量为一次采动时的3.0~7.5倍。

托顶煤切顶留巷围岩控制技术研究

为了解决托顶煤巷道围岩变形难以控制的问题,运用理论分析、离散元数值模拟及现场工业试验相结合的方法对义棠煤业100602工作面切顶成巷围岩控制技术进行研究,分析了不同切顶高度、采高对留巷围岩变形影响规律。研究发现,适当增加切顶高度并降低采高有利于巷道围岩稳定,并确定开采技术参数为切顶高度24 m、采高6 m。现场监测结果显示,在合理的支护策略及开采工艺参数下,托顶煤切顶留巷围岩变形控制效果良好。

高温碱水巷道锚杆腐蚀机理与热浸锌防腐围岩控制技术研究

针对高温、碱性淋涌水(以下简称“碱水”)条件下锚杆腐蚀破坏造成的巷道严重变形与支护失效难题,以兖煤菏泽能化有限公司赵楼煤矿(以下简称“赵楼煤矿”)5305运输巷为研究背景,通过实验室实验,分析碱水、高温共同作用下锚杆腐蚀破坏特征和力学性能衰减规律,揭示锚杆腐蚀破坏机理,进而确定锚杆热浸锌防腐关键参数,并揭示其防腐机理。研究结果表明,锚杆腐蚀呈现出由肋间“点”到锚杆“面”的渐序腐蚀变化过程;锚杆体屈服载荷、破断载荷随侵蚀时间的增大呈线性下降,延伸率随侵蚀时间的增大呈负指数函数降低。高温、碱水作用下铁离子循环发生氧化和脱水反应,生成Fe_(2)O_(3)并脱落是锚杆腐蚀破坏的内在机理;锚杆热浸锌可有效提高其耐腐蚀性能,且最佳热浸锌厚度为60μm。高温、碱水作用下浸锌锚杆表面生产稳定的ZnO钝化层可有效阻止锚杆腐蚀破坏和力学性能衰减。通过赵楼煤矿现场工业性试验,验证了锚杆热浸锌防腐与围岩控制的有效性。

深部大采高工作面沿空留巷围岩控制技术

综采工作面沿空留巷经历多次采动影响,矿压显现较为强烈,围岩变形量大,极易造成巷道围岩失稳。为了研究大采高工作面沿空留巷围岩控制问题,以某矿1313工作面留巷为研究背景,通过理论分析、数值模拟、现场实践等方法,分析沿空留巷围岩运动特征,提出“支-卸平衡”巷道围岩协同控制技术;加强了巷道围岩支护强度,改善了巷道围岩的应力环境。通过现场工程实践验证,1313工作面留巷的巷道顶底板变形量为246 mm,两帮变形量为442 mm,巷道表面没有明显的鼓出现象,巷道围岩变形量满足作业规程的相关规定。

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。

松软破碎厚顶煤小煤柱巷道围岩控制技术研究

以山寨煤矿3506回风顺槽为工程背景,通过理论分析、数值模拟和现场实践等方法,揭示了松软破碎厚顶煤小煤柱巷道存在围岩变形大、应力高,煤体裂隙发育、围岩稳定性差等特点;提出了“锚杆索高强高阻支护+弱结构卸压”组合围岩控制技术;现场实践结果表明,支护方案优化后,最大顶板下沉量为120.9 mm,最大两帮内缩量为187.4 mm,巷道围岩稳定性得到有效控制,支护效果满足开采生产要求。

深部高应力巷道围岩控制与支护设计

以新集一矿360606工作面为研究对象,通过现场调研、理论推导,分析出深部高应力围岩变形特征以及主动支护机理。应用数值模拟分析最佳支护参数,设计出巷道支护方案,再通过现场实践验证支护有效性。研究结果表明:(1)6煤巷道选用Q335左旋预应力锚杆,型号为φ22 mm×2 500 mm,其中巷道两帮的锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;顶板锚杆间排距为900 mm×1 000 mm;(2)理论推导出浅部顶板临界离层值确定为60 mm,总的顶板临界离层值为90 mm,进一步取80%安全值为72 mm,现场测得数据远小于安全值。为深部高应力巷道的围岩控制与支护设计提供研究参考。

高瓦斯大断面煤巷智能快掘条件下围岩控制研究

针对高河煤矿高瓦斯大断面煤巷智能快掘条件下的围岩控制问题,根据悬吊理论、普氏理论对E2312进风顺槽锚杆、锚索支护参数进行理论计算,初步确定了部分参数,采用数值模拟方法对智能快掘巷道围岩控制效果进行模拟分析,揭示锚杆、锚索协同锚固效应及其双层锚固平衡拱结构形成机理,并确定快掘条件下的最终支护参数。通过对不同支护参数和掘进速度分别制定了多组数值模拟方案,对比分析巷道围岩锚固效应、塑性区发育范围以及顶板下沉量和两帮移近量变化曲线,结合现场工程应用综合分析得出,在一定范围内提高掘进速度的同时,结合对支护参数的优化,更加有利于巷道的围岩稳定控制。

TBM巷道破碎围岩控制方法确定及应用

为探究TBM在掘进过程中遇破碎围岩时应采取何种应对措施,现以某矿井为工程背景,通过理论分析以及实际应用的研究手段,确定了该矿井的破碎围岩处理方法。研究结果表明:TBM在前进过程中主要是通过撑靴和围岩相互作用,当达到平衡状态时即可保证TBM的正常前进;在遇到破碎围岩时,无论是围岩表面还是围岩自身的稳定性均不能满足前进要求;采用层次分析法对6种破碎围岩的处理方法在安全、效果、经济、效率四方面进行了权重分析,确定了地锚法所占总权重最大,应是处理破碎围岩的首选方法;结合矿井的实际情况,分析了采用地锚法、浇砼法、传力棚法3种处理方法的掘进效率以及消耗费用,地锚法均以明显的优势领先。研究成果可对矿井采用TBM掘进中处理破碎围岩方法提供参考,有利于推动TBM在煤矿中的应用。

王庄煤矿构造应力扰动下大断面巷道围岩控制技术研究

针对王庄煤矿9105工作面受构造应力影响导致的大断面巷道变形严重问题,采用数值模拟与现场监测相结合的方法,研究了大断面巷道变形特征及其围岩控制技术。分析表明,巷道断面尺寸效应在4.5 m×4.5 m以上时表现更加突出,不利于巷道稳定;随着侧压系数的增加,巷道顶底板及两帮移近量均呈现增加趋势,侧压系数越大,巷道变形增加越剧烈;9105工作面巷道由于宽度较大,导致巷道顶板及两帮变形严重。据此设计了大断面巷道采用“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+金属网+工字钢棚”联合支护技术。通过工程实践,顶底板移近量降低48.1%,两帮移近量降低55.4%,实现了构造巷道的有效控制。

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。

破碎复合型顶板巷道支护参数优化与围岩控制方法

针对工作面复合型顶板巷道破碎围岩的变形问题,采取理论分析、数值模拟以及现场监测的综合方法,在优化现有巷道支护参数的基础上,提出了一种“高强度螺纹钢锚杆+预应力锚索+恒阻大变形锚索+钢筋梯子梁”的综合支护方法。数值模拟结果表明,该方法可以在巷道支护区域形成一定范围的卸压区,显著减少围岩的变形量,以确保巷道的稳定性。工程实践表明,基于该方法设计的余吾煤业N1103胶带顺槽支护方案,巷道顶底板最大移近量78 mm,两帮最大移近量限102 mm,有效地控制了巷道围岩变形。该方法为工作面在类似条件下实现安全和高效的回采提供了可能,也为类似条件下的矿山巷道围岩控制提供了有价值的参考和指导。

富水顶板巷道围岩控制技术研究与应用

针对富水顶板巷道围岩软化、强度降低、裂隙发育等问题,现有方法难以有效揭示富水巷道裂隙发育情况,普通支护已不能满足实际生产要求。以宁东煤田红柳煤矿I010401工作面运输巷为工程背景,采用地质雷达探测方法,开展了富水顶板巷道围岩裂隙发育规律的研究,提出了高预应力锚杆+树脂加长(全长)锚固+喷砼封闭围岩的富水顶板巷道围岩控制技术,并采用FLAC数值模拟对巷道支护参数进行优化设计。回采期间巷道顶底板变形量最大值为180 mm,两帮变形量最大值为125 mm,巷道顶部破碎深度为1.70 m,开采帮为0.40 m,非开采帮无明显松动圈,巷道顶板、两帮表面无明显破坏现象,围岩控制效果较好,表明优化后的支护方案能够确保富水顶板巷道的安全稳定。

麦地掌煤矿复合顶板切顶卸压与巷道围岩控制方法研究

针对复合顶板条件下工作面回采中存在的巷道变形严重、采掘接续紧张及煤柱资源损失问题,采用理论分析、数值模拟与现场监测相结合的方法对复合顶板切顶卸压与巷道围岩控制方法进行了研究。结果表明:对于复合顶板条件,基本顶未切顶部分所受拉应力大小与切顶高度及角度密切相关,两者需合理搭配才能达到良好的切顶卸压效果,确定合理的切顶高度与角度分别为9 m与15°,据此提出了复合顶板切顶前恒阻大变形锚索补强支护与工作面分区段临时加强支护方法。通过现场实践,顶板下沉量降低52.4%,两帮移近量降低57.5%,沿空巷道变形得到了有效控制,可为类似条件矿山提供工程指导与借鉴。

同忻煤矿窄煤柱宽度留设及围岩控制实践

针对特厚煤层综放开采沿空掘巷时,留设宽煤柱护巷造成煤炭资源丢失严重,以及围岩变形量大、煤壁片帮等问题,以同忻煤矿8311工作面5311回风巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场观测相结合的方法,对其沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的留设进行了分析。研究表明,理论分析得知留设煤柱宽度为6 m左右时可确保5311回风巷位于沿空边缘煤体支承压力降低区和煤体应力屈服区,有利于巷道围岩的稳定。基于3DEC数值模拟分析,得到留设6 m煤柱5311回风巷的稳定性以及8311工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤帮、煤柱内围岩应力分布和塑性区演化特征。经现场应用,验证了综放开采留设窄煤柱掘巷技术的优越性和可靠性。

坚硬顶板条件下迎采对掘巷道围岩控制研究

本文通过深入研究坚硬顶板条件下的对掘巷道围岩控制问题,提出一种有效的控制方案。该方案包括对坚硬顶板围岩力学特性的测试与分析、迎采技术在围岩控制中的应用以及围岩控制方案实践基础构建。通过数值模拟预测围岩变形、设置支护结构分担压力及监测分析围岩行为等手段,有效控制围岩变形,提高巷道稳定性。

深部厚煤层回采巷道支护设计及围岩控制研究

为研究深部厚煤层回采巷道支护设计问题,基于唐阳煤矿432运输巷道,从安全及支护成本角度出发提出3种支护设计方案;采用理论分析、数值模拟和工程实践的方法分别研究了各方案支护参数的取值、位移变形量、塑性区及支护方案实际支护效果。理论分析结果表明:3种支护方案选取的锚杆锚索参数及间排距均符合理论计算值。数值模拟结果表明:支护方案Ⅰ顶底板及两帮相对位移变形量分别为77.6、103.4 mm,支护方案Ⅱ为79.7、105.5 mm,与支护方案Ⅰ相近且塑性破坏单元最少,支护方案Ⅲ位移变形量最大分别为83.8、111.1 mm;在支护效果相近的情况下,支护方案Ⅱ的支护成本仅为方案Ⅰ的64.7%。工程实践结果表明:支护方案Ⅱ的实际支护效果能实现巷道的安全支护。