Roadway failure and support in a coal seam underlying a previously mined coal seam

The influence of an upper,mined coal seam on the stability of rock surrounding a roadway in a lower coal seam is examined.The technical problems of roadway control are discussed based on the geological conditions existing in the Liyazhuang Mine No.2 coal seam.The stress distribution and floor failure in the lower works after mining the upper coal is studied through numerical simulations.The failure mechanism of the roof and walls of a roadway located in the lower coal seam is described.The predicted deformation and failure of the roadway for different distances between the two coal seams are used to design two ways of supporting the lower structure.One is a combined support consisting of anchors with a joist steel tent and a combined anchor truss.A field test of the design was performed to good effect.The results have significance for the design of supports for roadways located in similar conditions.

近距离煤层底板应力分布规律及巷道布置研究

为探究上煤层遗留煤柱对底板的应力影响及下煤层回采巷道的合理布置,以唐山沟煤矿为研究对象,运用理论分析和数值模拟等方法并综合多种影响因素构建了上煤层遗留煤柱与铰接岩块的协同承载结构模型和底板应力传递计算模型,对上煤层遗留煤柱下底板应力及影响因素展开研究。结果表明:上煤层遗留煤柱对底板的应力影响以垂直应力为主,影响程度随底板深度的增加而降低;遗留煤柱下底板应力增高区呈椭球形,对底板应力增高区的影响因素展开分析,得到了不同因素对应力增高区范围影响的量化关系,其中煤柱峰值应力对底板应力增高区分布起决定性作用;根据底板应力分布特征并结合理论计算及数值模拟结果,确定唐山沟煤矿8煤遗留煤柱与11^(-1)煤回采巷道合理错距值应为20~25 m。该研究揭示了上煤层遗留煤柱下底板应力传递机理,明确了底板应力增高区的分布及影响因素,并得到了巷道-煤柱合理错距值的确定方法,可为下煤层回采巷道的合理布置提供理论依据。

层理劣化影响下破碎顶板巷道变形机理及控制研究

为解决层理劣化的破碎顶板下巷道支护难题,以辛置煤矿东四运输延伸巷为工程背景,研究了该巷道层理劣化的顶板变形破坏规律,提出了相应的支护对策,并进行了现场应用。采用FLAC3D中的interface单元,建立了含层理的巷道顶板模型,分析了层理影响下破碎顶板变形破坏特征,对比了不同支护方案的巷道围岩变形规律。对层理劣化的顶板,高预应力锚杆能充分提高顶板自承载能力,进而降低锚杆支护密度,既能控制巷道围岩变形,亦能提高掘进速度。最终,将提出的支护对策应用于现场,监测数据表明:该支护对策能保证巷道围岩稳定,且有利于提高巷道掘进速度,对类似的层理劣化的破碎顶板下巷道支护提供了参考。

特厚煤层大断面软岩巷道底鼓治理措施与效果

以斜沟矿特厚煤层大断面软岩巷道反复强底鼓工程实际为背景,综合运用理论计算与现场监测方法,结合巷道底板岩层特性,判断巷道底鼓类型,引用巷道极限平衡理论,计算得出巷道极限平衡区最大深度为11.05 m,设计“双应力壳-梁”控制巷道底鼓措施。现场应用的监测结果表明,采用新的控制措施后,巷道底鼓量最大为17.49 cm,巷道底板围岩控制措施取得较好效果。

近距离煤层变层间距开采下位煤层巷道合理位置研究

为确定宁夏梅花井煤矿近距离煤层变层间距开采条件下位3号煤层巷道的合理位置,结合上位2号煤层232204工作面与下位3号煤层的5组层间钻孔信息,通过理论分析、现场实测与数值模拟的方法,探究了上位2号煤层开采后底板煤岩层的破坏范围,分析了上位煤层开采后底板煤岩层的裂隙发育规律与应力分布规律特征,确定了下位3号煤层工作面回采巷道的合理位置。研究结果表明:依据5组层间钻孔信息计算得出底板煤岩层的最大破坏深度为19.57 m,下位3号煤层基本受到上位2号煤层开采的扰动破坏;变层间距条件下裂隙发育区域呈倒梯形,且应力降低区与边界煤柱的最大水平距离为9.69 m;考虑1.5倍的安全系数,最终确定了下位煤层回采巷道需内错15 m布置,并提出了变层间距条件下巷道分区支护方案。

煤巷掘进工作面声发射监测传感器超前布设工艺研究

为实现对煤巷掘进工作面掘进过程声发射监测信号的有效采集,确保监测效果真实可靠,对煤巷掘进过程声发射监测传感器超前布设工艺进行了研究。在掘进工作面本煤层顺层钻孔与底板巷穿层钻孔安装传感器,考察监测工艺可行性以及监测信号的有效性与真实性。研究结果表明:可伸缩式弹性倒爪机构可实现传感器在顺层与穿层钻孔内的有效安装,但基于工程现实客观条件,底板巷穿层钻孔安装传感器更具可行性;同时通过该传感器所采集的监测信号更接近煤岩体内产生的真实信号,从而确立了煤巷掘进工作面声发射监测传感器宜采用底板巷穿层钻孔布设的安装工艺,该工艺可有效提升监测信号真实性与可靠性,并进一步完善了煤巷掘进工作面声发射监测技术体系。

近距离高瓦斯煤层群首采层“一面四巷”瓦斯治理技术

针对近距离高瓦斯煤层群首采层回采工作面“U”型通风条件下,邻近层瓦斯通过煤岩体卸压产生的裂隙大量涌入到上隅角并进入回风流造成瓦斯超限的问题,以东于煤矿03X04回采工作面为研究对象,分析了回采工作面“U”型通风条件下采空区卸压瓦斯运移规律,从而确定了“回采工作面运输、轨道巷+高、底抽巷”相结合的“一面四巷”联合瓦斯治理技术方案。现场应用结果表明:回采工作面瓦斯抽采率达到81%,本煤层瓦斯含量下降了33%,完全处于卸压范围内的边部底抽巷拦截钻孔抽采纯量达到单孔0.02~0.03 m3/min,瓦斯抽采浓度最高达90%,抽采纯量提升2倍以上,大幅度减小了下邻近层瓦斯涌入回采工作面和上隅角,回采工作面轨道巷和边部底抽巷回风流瓦斯浓度稳定在0.2%~0.4%,上隅角瓦斯浓度处于0.3%~0.4%,有效地解决了回采工作面“U”型通风条件下上隅角和回风流瓦斯超限的问题,保证了矿井安全高效生产。

某矿突出煤层底板瓦斯抽放巷围岩变形控制技术

为了清楚地了解突出煤层底板瓦斯抽放巷围岩受力与变形特征,提出科学合理的围岩变形控制技术,采用理论分析、现场验证等方法,分析了突出煤层底板瓦斯抽放巷的布置特点及围岩变形机理,提出煤层底板瓦斯抽放巷围岩变形控制原理,并对采取了围岩控制技术与没有采取围岩控制技术的瓦斯抽放巷围岩变形量进行了对比。瓦斯抽放巷采取围岩控制措施后,顶底板以及两帮移近量得到了很好的改善。

近距离煤层采动下底板巷道围岩应力分布与变形破坏特征

为揭示近距离煤层采动下底板巷道围岩变形特征,采用理论分析和现场测试的方法,理论计算和现场实测了试验工作面采空区下底板破坏深度,分析了上煤层工作面回采对底板巷道的扰动影响规律,上煤层工作面回采对底板巷道产生扰动影响具有时间性和空间性,可采取超前加强支护或提高工作面推进速度的方法,缓解上煤层工作面回采对底板巷道的扰动影响。

高应力厚煤层动压巷道底鼓力学机理及控制技术

为解决五阳煤矿高应力厚煤层动压巷道底鼓问题,通过将破碎的底板围岩视为松散体,依据朗肯土压力理论,对巷道底板受力进行了力学分析,研究了底鼓的发生机理及控制技术。结果表明:(1)五阳矿76采区2号专用回风巷底板破坏形式是全断面挤压流动底鼓;(2)巷道本身的围岩特性、较高的水平地应力、相邻工作面采空区侧向支承压力及底板未采取加固措施是造成巷道底鼓的主要因素;(3)针对高应力厚煤层动压巷道围岩的控制,必须把巷道围岩看作一个整体,把对底板的控制放在与顶帮控制同等重要的地位,在支护顶帮的同时进行底板的加固,使整个巷道形成一个整体承载结构;(4)76采区2号专用回风巷采用顶帮强力锚杆锚索支护和底板预应力全长锚固注浆锚索支护技术后,围岩变形量满足安全使用要求,不仅有效地控制了巷道底鼓,而且保证了顶板和两帮的稳定性,使巷道整体的稳定性得到保障。

急倾斜煤层开挖岩移规律及对底板巷道布置的影响

针对急倾斜煤层底板巷道受采动影响破坏严重的现象,运用数值试验方法,对煤层开采引起的顶底板岩体的应力和位移分布规律进行了研究。结果表明,采动影响区域内的岩体可划分为垮落带、剪切屈服带、卸压带和整体滑移带,明显呈区域性分布;底板巷道应布置在受采动影响最小的相对稳定带中,且与煤层底板保持一定的安全距离。研究结果对于同类地质和开采条件的矿区具有重要参考价值。

锚杆支护控制底臌

在对煤巷底臌机理进行研究的基础上 ,采用锚杆支护系统设计方法 ,提出了利用锚杆支护控制煤巷底臌的理论和一套科学有效的技术措施。试验表明 ,该项技术工艺简单 ,先进合理且安全可靠性高 ,是控制煤巷底臌的有效途径。

“双软”顶底板薄煤层沿空留巷底鼓机理分析

综放沿空巷道底鼓不仅造成巷道的破坏,对窄煤柱、巷旁充填体乃至整个巷道的稳定性也有重要影响,强烈的底鼓带来大量的维护和翻修工作,严重影响矿井正常的生产,大大增加了巷道的支护和维修费用。采用Winker弹性地基理论模型,建立了沿空留巷底鼓力学模型,结合工程案例,对巷道底鼓力学模型进行了验证,研究结果表明:实体煤与巷旁支护体侧底板变形接近零,巷道区域底板变形呈现为"抛物线"特征,具有非正对称现象,底鼓最大变形处位于靠近巷旁支护体侧,最大值为628mm;实测变形监测100d后底鼓量最大值为645mm,理论模型最大值与实测最大值误差为2.6%。

近距离煤层群底抽巷瓦斯抽采实验研究

针对山西焦煤集团屯兰矿近距离煤层群开采过程中,采煤工作面底板瓦斯超限的问题,通过对近距离煤层群采掘工作面底板煤岩增透机理分析及回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算,得出18205工作面底板瓦斯涌出量增大原因:18205工作面底板受采动影响,煤岩体形成裂隙带和卸压带,煤岩透气性系数成百倍增加,渗透率增大,为下邻近层瓦斯涌出提供了通道;下邻近层9#煤层瓦斯涌出量占18205工作面瓦斯涌出量的比例高达11.4﹪。结合理论分析、计算及开采条件,进行了底抽巷瓦斯抽采实验研究。结果表明:底板瓦斯浓度由0.46%降至0.1%,瓦斯抽放率提高了17%,矿井通风能力得到了提升。

深井大倾角厚煤层沿空掘巷底板冲击机理与防治研究

为了研究深井大倾角厚煤层沿空掘巷底板冲击机理与防治方法,以华丰煤矿14采区工作面工程地质条件为背景,通过现场调研、理论分析、工业性试验、SOS微震监测和钻屑量监测等手段,对1412上巷沿空掘巷防治底板冲击进行了研究。结果表明,围岩水平应力和法向应力越低,存储在底板坚硬岩层中的能量就越小,冲击破坏时对巷道造成的影响就越小。揭示了沿空掘巷底板冲击防治机理,通过改变底板能量积聚和应力环境,可有效消除底板冲击危险性。提出留设5 m负煤柱沿空掘巷防治底板冲击的优化设计方案,并在1412上巷进行工业性试验,微震和钻屑法监测数据均表明有效降低了巷道底板发生冲击的可能性。

基于煤层巷道开挖卸荷效应的底板冲击孕育过程研究

采用相似模拟和数值模拟研究了河南义马煤田跃进矿采掘影响下巷道底板的应力及变形规律,揭示底板冲击矿压发生前的孕育过程。研究表明,巷道底板冲击受煤层埋深、顶板条件、巷道施工布置方式等多因素影响。在巨厚坚硬上覆砾岩影响下,工作面开采增加了相邻工作面的应力水平。在厚煤层中巷道沿顶板布置留底煤,巷道开挖后,一定范围的煤层底板中的水平应力升高,垂直应力降低,增加了煤层失稳破坏的可能性。巷道开挖卸荷过程中,底板由于没有支护,垂直位移增加,底板的塑性区范围大于两帮,并产生了明显的拉伸破坏,容易使底板成为冲击破坏突破口。

三软煤层巷道围岩自稳平衡圈分析

为了揭示三软煤层巷道底板和两帮破坏对顶板稳定性的影响,分别建立了考虑两帮和底板影响的巷道顶板自稳平衡拱计算模型,给出了自稳平衡拱的解析表达式,分析了巷道底板、两帮、顶板三者的相互影响关系。研究得出,顶板平衡拱的高度与巷道等效宽度成正比,与巷道两帮和顶板内摩擦系数成反比。两帮破坏时,巷道等效宽度增大,顶板平衡拱高度增量与巷帮破坏深度成正比。底板破坏时,巷道等效高度增大,导致顶板平衡拱高度增加,顶板平衡拱高度增量与巷道底板破坏深度成正比。提出了三软煤层巷道的支护原则,指出加强三软煤层巷道两帮和底板对提高巷道顶板稳定性具有重要作用。

单一低透突出煤层底抽巷煤气共采技术及实践

针对单一低透突出煤层存在瓦斯灾害严重、开采效率低等问题,在分析回采工作面应力分布和渗透率分布的基础上,提出了单一低透突出煤层底抽巷煤气共采模式,即采前未卸压区水力冲孔抽采、采中影响区的应力降低区瓦斯抽采和采后的采空区瓦斯抽采模式。李沟煤矿的工程应用结果表明:3种抽采方法互相协调、互为补充,不但消除了工作面突出危险性,而且大大地增加了瓦斯抽采量,实现了单一低透突出煤层煤与瓦斯的安全高效开采。

松软低透煤层底板岩巷水力冲孔治理瓦斯技术研究

针对大多数开采单一松软低透煤层时瓦斯治理面临的困难,提出了松软低透煤层底板岩巷水力冲孔技术,阐述了该技术的原理,在偃龙煤田的二1煤层进行了现场应用,结果表明,从12041工作面上巷的实际抽放情况来看,瓦斯抽放浓度在15%～20%之间,工作面回风流的瓦斯平均浓度从0.6%降到0.3%左右,并消除了工作面在放顶煤过程中出现的瞬间瓦斯超限现象。

近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道联合支护技术研究

以忻州窑煤矿14-2号煤层集中巷为工程背景,开展近层间距、多煤柱条件下采空区底板巷道围岩控制技术研究。分析得出,近层间距、多煤柱条件下采空区底板应力环境大致分为两类,即采空区煤柱下方的采动应力集中区和采空区下方的采动应力降低区,且二者交替分布,不同部位的不同地应力环境导致巷道矿压显现特征存在差异明显。在采空区煤柱下方的采动应力集中区,水平应力明显低于垂直应力,但总体应力环境相对较高,导致巷道围岩受力破坏程度严重,在采空区下方的采动应力降低区,水平应力高于垂直应力,但总体地应力环境相对较低,巷道围岩受力破坏程度较轻。由于巷道布置距离上覆采空区底板较近,上覆采空区的底板采动破坏与近距离的巷道顶板围岩破坏存在裂隙贯通,因此被动支护相对主动支护的作用更为有效;提出西二盘区14-2号煤层集中巷"锚杆+锚索+金属网+木垛壁后充填+U型钢支架"的主被动联合支护技术方案。工业实践支护效果反馈表明,主被动联合支护技术的围岩稳定性控制较好,达到预期使用要求。