深埋复合顶板煤巷离层失稳机理及控制研究

为探究深埋复合顶板煤巷离层失稳及控制机理,以淮南某矿1692(1)运输顺槽为工程背景,原位观测并分析巷道顶板变形破坏特征及原支护效果,基于材料力学原理建立复合顶板岩层力学模型,解析复合顶板各分层挠度表达式,揭示复合顶板离层失稳机理,并探究全长锚固和锚索对复合顶板离层控制机理,提出全锚改性-长锚索组合联合支护技术。研究结果表明:联合支护利用全长锚固增加复合顶板底层的弹性模量,使复合顶板底层挠度下降,通过锚索将复合顶板各分层组合成整体,形成组合梁结构,使复合顶板整体挠度降低,现场监测表明顶底板移近量下降64%,顶板未发现离层现象,最大裂隙深度由8.1 m降低至3.8 m,降低53.80%,煤巷的稳定性得到显著提升。研究结果可为深埋复合顶板离层垮落失稳控制提供借鉴。

应力状态对煤巷顶板锚固孔钻进速度的影响

采用有限元数值软件对煤巷顶板常见岩石在不同应力状态下模拟钻进,发现应力状态对煤巷顶板岩石锚固孔的钻进速度影响不明显。从钻进位移和实时钻进速度两方面对煤巷顶板不同类型岩石钻进结果进行分析讨论,认为平均钻进速度可作为衡量岩石类型的一个较好指标。通过各类岩石瞬时钻进速度的分析,钻头的回弹是不同岩石力学特性的反应,可通过对回弹次数、正面积和负面积等参数对不同岩层进行识别。

破碎顶板小煤柱动压巷道支护技术研究

针对漳村煤矿2105工作面回风巷小煤柱动压巷道,煤岩体比较破碎,巷道围岩应力比较高,顶板容易产生离层破坏,支护非常困难的特点,采用了改进的高预应力长短锚索组合支护系统,具有锚固深度大,预应力水平高等特点,矿压监测表明,显著减小了巷道的变形,能够解决破碎顶板小煤柱动压巷道难题。

淋涌水型破碎顶板煤巷锚网索控制技术研究

为解决煤巷掘进过程中淋涌水破碎顶板等复杂困难条件下的煤巷围岩控制难题,结合团柏煤矿10号煤层巷道顶板淋涌水量大、直接顶层理裂隙发育充分,掘进过程中顶板极易破碎,且陷落柱构造较多,顶板完整性受到影响等情况,采用传统工字钢被动支护后,出现不同程度的破坏,断层、陷落柱等复杂构造区易发生垮冒事故。通过现场调研、煤岩取样及试验分析,得出导致煤巷围岩破坏的主要因素。阐述淋涌水破碎顶板条件下的防治控制措施,提出应用防水锚固剂锚固的高预应力锚网索联合控制技术,并利用FLAC数值模拟来优化设计参数。在10-110(1)运输巷进行现场试验,矿压数据分析结果表明支护效果良好。

中厚煤层沿空留巷端头顶板断裂位置及巷旁支护强度研究

针对沿空留巷端头顶板断裂位置不可见、很大程度影响巷旁支护强度计算的问题,围绕浅埋深中厚煤层工作面端头垮落特征和来压规律,采用理论分析与现场实测相结合的研究方法确定顶板断裂位置,并得出巷旁支护载荷及其强度;研究结果表明:通过“O X”理论,计算得出破断位置在实体煤柱侧2.4 m,实测破断位置在实体煤柱侧2~3 m之间;根据理论计算墩柱载荷为7473 kN;现场实测墩柱受力出现“增减增”3个阶段,最大载荷超过8500 kN。

煤矿井下水力压裂切顶卸压护巷技术应用研究

杜儿坪煤矿北三盘区8号煤瓦斯含量高,直接顶和基本顶均为坚硬的石灰岩,工作面回采后在上隅角容易形成较大面积悬顶,短期内不易自然垮落,致使相邻工作面保护煤柱内应力集中程度高。在工作面回采过程中,布置在煤柱下方的底抽巷受超前及侧向支承压力的影响,往往发生较大变形,严重影响了巷道通风和瓦斯抽采。受强烈动压影响的底抽巷,矿压显现剧烈,不能满足一巷两用需求。针对上述问题,以68306工作面为研究对象,开展了水力压裂切顶卸压护巷(底抽巷)技术研究。在回风巷靠煤柱侧不采帮顶板上实施水力压裂切顶卸压护巷技术,切断巷道和煤柱上方基本顶的连接,减小侧向悬臂梁的长度,削弱或转移煤柱上覆的高应力,降低煤柱的载荷,使68306底抽巷处于低应力区域,从根本上改变巷道围岩的应力状态,达到卸压护巷的效果。试验结果表明,实施水力压裂切顶卸压护巷技术后,明显降低了底抽巷围岩变形量,两帮和顶底板变形量分别控制在12%和20%以内;回风巷实施水力切顶后,工作面上隅角悬顶面积得到了有效控制,避免了上隅角瓦斯积聚。

特厚煤层综放面的顶抽巷大直径导通钻孔技术研究

为了解决特厚煤层综放面初采期间瓦斯超限问题,以同忻矿8209工作面为研究对象,采用了顶抽巷大直径提前导通通风钻孔的治理技术。通过现场应用表明,该技术具有简单、实用、效果好的优点,有效提高了通风系统的稳定性,增强了初采期间的瓦斯抽采效果,解决了特厚煤层综放面初采期间瓦斯超限问题。同时,该技术施工成本较低,最大直接经济效益达80.61万元,具有很高的安全和经济推广价值。

巷道中顶板锚固支护作用的研究与应用分析

针对煤矿开采过程中巷道支护问题,通过分析煤矿的地形,提出了巷道中顶板锚固支护的方法,具体研究了顶板支护和两帮支护这两种设计方案,并对其进行了实际应用,结果显示巷道的顶板移近量和两帮移近量在掘进前期趋于上升,之后逐渐稳定,位移量在110-160 mm之间,表明支护方案满足标准,达到了支护要求。

煤巷顶板锚固孔钻进岩层界面能量响应特性研究

煤巷顶板锚固孔钻进是实现其锚固的关键环节,顶板岩层交界面及软弱夹层赋存特征对锚固质量影响较大.从能量守恒原理出发,对锚固孔钻进过程中的能量进行分析,通过传感器可监测锚杆机动力装置能量指标,实现煤巷顶板岩层结构实时动态探测.研究结果表明:在一定动力条件下,钻头穿过岩层交界面和软弱夹层时,能量曲线变化较为明显,响应性强.从钻头钻速和转速的角度分析轴向推力做功与旋转扭矩做功,发现钻速、转速与钻头破岩做功之间存在较好地响应关系.钻头破碎岩石95%以上的能量来自于旋转扭矩做功,而轴向推力做功相对较小,不到钻具系统输出总能量的5%,总能量的变化曲线与扭矩做功的变化曲线基本一致.

煤巷顶板锚固孔钻进岩层界面动力响应特征与识别

煤巷顶板岩层交界面或软弱夹层赋存特征是其稳定性的重要影响因素,锚固孔钻进是实现煤巷顶板支护的关键步骤,钻头穿过岩层交界面和软弱夹层时与其他岩层相比具有不同的动力响应。采用数值模拟方法,得出不同动力源下岩层界面与软弱夹层的动力响应特征信息,根据钻进时间、位移、钻速和转速等参数关系,提出采用平均钻速搜索法确定岩层交界面位置和软弱夹层特征。将识别结果与构建模型对比发现误差较小,为现场探测煤矿巷道顶板岩层交界面及软弱夹层提供了理论支持。

煤巷顶板厚层跨界锚固原理与应用研究

深部采动巷道围岩控制是未来锚杆支护重点攻关方向。以葫芦素煤矿3个时期的煤巷为工程背景,通过钻孔窥视分析顶板渐进破坏特征,指出组合支护协同控制不足和施工效率不高的难题。为此提出单一化厚层支护系统,采用离散元数值模拟研究不同长度锚杆支护下巷道位移和围岩裂隙的演化规律,阐明锚杆长度与围岩损伤之间的关联机制;揭示锚杆端头损伤区随锚杆长度增加发生上移并渐进弱化的厚层跨界锚固原理,研发利用长锚杆在顶板及时构建水平和垂向上均能实现应力连续传递的厚层锚固系统和跨界长锚固技术。研究成果在葫芦素煤矿21205工作面开展工业性试验,新技术显著提高煤巷掘进速度,将顶板裂隙发育深度降低至锚固区浅部0.61 m以内,有效遏制了长期存在的大范围"V"型片帮问题,控制了深部复合顶板煤巷围岩大变形。