硬岩顶板切顶留巷围岩变形分区补强控制研究

【目的】森达源煤矿传统的宽煤柱开采方式导致采掘接续紧张,并引发严重的围岩变形问题。切顶留巷技术可优化巷道支护条件,提高采煤效率,促进煤矿高效安全生产。【方法】以1号煤层的10101工作面为研究对象,运用FLAC 3D数值模拟软件,深入探究了切顶高度、切顶角度、注浆加固深度对巷道掘进、预裂切顶和切顶留巷过程中煤帮内部、采空区及顶板应力变形特性的影响。确定出最佳切顶留巷方案。在此基础上,进一步模拟分析工作面前后不同区域的围岩受力变形情况。提出回采工作面前方0~30 m内为超前补强区,采取“高预应力锚索+单体配合铰接顶梁”的联合支护。后方0~100 m内为滞后补强区,采用“工字钢+单体支柱”联合支护,同时对矸石帮实施注浆加固。通过工程应用验证了区分补强控制变形措施的有效性。【结果】结果显示:最佳切顶留巷方案为切顶高度6 m,切顶角度15°,矸石帮注浆深度1 m。此方案下,10101工作面的巷道顶底板的最终变形量为155 mm,两帮的为84 mm,均符合矿井使用要求,验证了切顶留巷技术具有良好效果。【结论】结果表明:切顶留巷技术能有效解决传统宽煤柱开采方式中存在的围岩变形问题。然而,该技术的实施受切顶高度、切顶角度和矸石帮注浆深度等因素的影响较大,需结合数值模拟和现场状况进行具体确定。总体上,切顶留巷技术和分区补强控制措施对围岩变形的控制效果显著,为类似条件下的煤矿开采提供了宝贵的经验借鉴,因而具有广阔的应用前景。

节理发育区巷道锚杆支护参数优化研究

在节理发育区的地下硐室和巷道开挖过程中,锚杆支护会对巷道围岩应力分布有显著影响。为研究锚杆对巷道围岩主应力状态的影响,采用FLAC3D软件对锚杆支护下的巷道围岩稳定性进行了模拟研究。基于HYPERWORKS软件开发了一种分析应力重分布结果的处理方法,以克服在应力分布图中难以直接观察锚杆支护影响的问题。结果表明:锚杆支护作用能提高最小主应力,围岩承载性能明显增加;对于在硐室顶板、底板和四周侧墙安装的3种支护形式,最大主应力增量分别为3.61、6.28、6.88 MPa;锚杆预应力、长度和数量均会对围岩应力重分布造成影响。根据数值模拟结果对巷道锚杆支护参数进行了优化,优化后的锚杆预应力、长度和数量分别为60 kN、2.0 m和5根,优化后的锚杆支护设计能够有效提高巷道围岩稳定性。

厚硬石灰岩顶板工作面顺槽支护优化研究

为解决厚硬石灰岩顶板回采巷道原支护方案存在支护不当、成本过高且受采动影响时两帮围岩变形量大的问题,以山西灵石华苑煤业9103轨道顺槽为研究对象,通过现场监测并结合回采巷道煤与岩石的物理力学参数,采用工程类比法对原支护方案进行优化。运用FLAC3D数值模拟软件对优化前后巷道在掘巷期间及在受相邻工作面和本工作面采动影响后的支护效果进行对比分析,证明其优化方案的可行性。研究结果表明:优化方案在巷道掘巷完成后的顶板变形量较原方案增大2.6%,两帮变形量减小13.1%;优化支护方案在相邻工作面和本工作面采动应力作用下,顶板变形量较原方案均无明显增大,两帮移近量较原支护方案分别减小26.2%和32.8%。

富水巷道泥质顶板围岩控制技术研究

针对五阳煤矿集中胶带大巷富水、泥质顶板、围岩软弱、变形破坏严重等特点,采用现场勘测、数值模拟和现场监测等手段系统地研究了富水巷道泥质顶板的破坏机理,总结了富水顶板变形失稳的影响因素,提出布置疏水孔、高强度锚杆(索)联合支护以及注浆加固的综合控制技术,对富水巷道泥质顶板围岩进行支护,并成功应用于现场工程实践。应用结果表明,采用该围岩综合控制技术后,减少了水对顶板的弱化作用,提高了顶板承载能力,实现了对富水巷道顶板的有效控制,保证其服务年限内的稳定性和安全使用。

慈林山煤矿半煤岩巷道支护方案优化与应用

针对慈林山煤矿9107运输巷掘进速度慢、支护工程量大等问题,根据现场实际条件降低了支护密度,采用FLAC3D数值模拟软件对比分析了支护方案优化前后的巷道围岩应力、塑性区分布及变形情况,验证了新支护方案的可行性。结果表明,采用新支护方案后,巷道整体变形量较小,且支护成本大幅降低,掘进速度也提高了约40%,经济效益显著。

特厚煤层沿顶巷道抗剪锚管索帮角控制技术研究

针对特厚煤层沿顶巷道帮角围岩破碎外挤、锚索自由段受不均匀组合荷载作用导致的端部上翘和帮部变形较大等问题,以同忻矿8204巷道为研究对象,通过现场调研、拉剪试验、FLAC3D数值模拟和现场工业性试验等方法,并利用研发的抗剪锚管索支护结构进行特厚煤层沿顶巷道抗剪锚管索帮角控制技术研究。首先开展拉剪试验,测试锚索组成抗剪锚管索结构前后的承载能力;其次在不考虑原岩应力影响的条件下,通过对巷道围岩内部支护应力场的分布情况,查找原支护方案帮部支护效果较差的原因;最后结合强帮强角支护理念,提出抗剪锚管索帮角控制技术及支护优化方案,利用数值模拟方法险证该优化方案的支护效果,并在现场进行长为300 m的工业性试验。现场监测数据表明,应用所研抗剪锚管索帮角控制技术后,特厚煤层沿顶巷道围岩变形得到了有效控制。

宋新庄煤矿顶板密集钻孔切顶卸压护巷技术研究

宋新庄煤矿110303工作面回风巷受110301工作面采动影响,巷道呈现大变形特征而无法满足正常生产需要。因此,在采区对翼110302工作面回采期间于运输巷顶板施工密集钻孔切顶卸压技术,进而优化110304回风巷采后侧向应力分布。结合工作面地质条件,通过理论分析与FLAC3D数值模拟,确定了切顶高度、角度、孔间距等关键技术参数,研究了切顶前后巷道围岩应力演化规律,数值计算结果显示切顶后降低了巷道顶板与煤柱侧应力集中程度,煤柱内部垂直应力降低约36%,水平应力降低约11%,巷道位移量明显降低。通过工业性试验表明,切顶卸压后,110304回风巷顶板、帮部围岩内裂隙发育减少,两帮相对移进量为249 mm,顶底板相对移进量为237 mm,巷道变形得到有效控制,成功将110304回风巷保留下来。该技术可为宋新庄煤矿后续开采提供一定的技术参考。

腾晖矿复采采区大巷过老空区支护技术

为解决腾晖煤矿2#煤过老空区巷道掘进期间的冒顶问题,开展了掘进工作面揭露老空区期间的顶底板位移场与应力场演化规律研究。采用理论计算、现场监测与数值模拟结合的方式得到了掘进巷道在揭露老空区期间不同阶段的应力状态及受影响范围,确定了掘进巷道过老空区支护方案。计算结果表明:在煤层中老空区边缘存在5~10 m的塑性区域,当巷道不断向老空区方向推进时,掘进工作面同老空区之间的柱状煤体应力状态从弹性向塑性转变;巷道掘进期间顶底板位移演化趋势并不同步,随着巷道不断靠近采空区,顶板位移变形速率增加20%,底板变形量则随着掘进工作面靠近采空区变形速率逐渐降低直至达到稳定值。现场实验结果表明:50 d内顶底板相对变形量的增加控制在25 mm,两帮相对变形量的增加控制在23 mm,巷道围岩变形情况得到了有效控制。

胡家河矿回采巷道变形及超前应力分布规律

受综放工作面开采影响,回采巷道的围岩变形破坏规律与超前支承应力影响范围既是巷道支护设计与优化的重要参考,又是矿井冲击地压防治与预测的前提。以彬长矿区胡家河煤矿402102综放工作面泄水巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟与现场实测相结合的方法,分析煤层巷道受开采扰动影响造成的围岩变形破坏情况,揭示回采巷道超前支承应力峰值影响范围及超前支承应力影响范围。结果表明:泄水巷超前采动影响范围为工作面前方90 m范围内,且高层位岩层的位移要大于低层位岩层的位移;在一次采动影响阶段,泄水巷顶底板塑性区范围为1.25 m,两帮塑性区范围为1.0 m;泄水巷超前支承应力峰值影响范围实测值10 m,理论值11.4 m,模拟值12 m;泄水巷超前支承应力影响整体范围实测值100 m,理论值103.03 m,模拟值108 m。研究结果验证了理论模型的准确性与数值模拟方法的可靠性,为矿井同等地质条件放顶煤工作面的回采巷道支护优化、冲击地压防治提供重要参考。

基于空顶理论的煤巷综掘支护参数优化研究

为研究巷道掘进期间围岩变形破坏规律及合理空顶距留设对巷道掘进效率的影响,以孟村矿地质条件为工程背景,采用理论计算和FLAC^(3D)数值模拟手段,提出适用于孟村矿4#煤层的合理空顶距留设距离和巷道支护参数优化方案;并基于数值模拟结果,讨论了不同支护方案下巷道围岩破坏情况和对掘进效率的影响。研究表明:巷道掘进期间,巷道围岩变形量相对较小;401104工作面运输巷在理想条件下的巷道掘进空顶距为3.14 m,综合孟村矿实际生产地质条件,空顶距取2 m。通过对现有支护参数进行优化,提出顶锚杆间排距为800 mm×1 000 mm,每排7根的支护方案,月进尺提高3.8倍,百米巷道支护耗材顶锚杆减少63.3%。采用优化后的支护方案可以节省支护时间,提高巷道掘进效率。

坚硬顶板切顶巷道变形特征及其控制方法研究

文章以山西某矿3104工作面切顶巷道为工程背景,采用理论分析、数值计算与现场监测相结合的方法对切顶巷道变形特征及控制方法进行了研究。结果表明:巷道实施切顶技术后,可以切断采空区顶板对巷道煤帮的应力传导路径,提高煤帮侧煤体的弹性模量及应力承载能力,降低煤体内部应力集中程度,增大巷道及工作面顶板卸压范围,有效限制巷道变形发展。据此提出了巷道顶板采用恒组大变形锚索、巷道煤帮侧采用无纵筋螺纹钢锚杆,以及巷道矸石侧采用“单体支柱+工字钢+金属网”加强支护的巷道变形控制方法。通过现场实践,切顶巷道顶板及两帮整体位移较小,保障了工作面切顶巷道的稳定性,可为坚硬顶板条件的矿山切顶巷道变形控制提供工程借鉴。

特厚煤层综放面回采巷道变形与支护技术研究

针对宽沟煤矿W1123综放面回采巷道围岩存在变形大、影响范围广和变形机理不清楚的问题,通过现场监测和数值模拟深入地研究巷道围岩变形特征及机理,提出加强支护方案并对该支护效果进行评价。结果表明,特厚煤层坚硬顶板未充分垮落是导致巷道围岩应力升高造成巷道围岩尤其是肩脚和两帮变形严重的主要原因。提出采用高强度短锚索配合使用锚杆、锚网和钢带全方位立体式的支护措施控制巷道围岩变形。加强支护方案使巷道两帮位移量减少了75%,巷道整体围岩较稳定,没有明显破坏,满足安全生产需要。

不同石灰岩顶板厚度下的黄泥顶板变形特性研究

为解决石丘煤业主采煤层顶板黄泥岩的剧烈变形问题,采用FLAC3D数值模拟软件建立下不同石灰岩顶板与黄泥顶板厚度的数值模型,对围岩变形、垂直应力、矢量位移与体积应变进行监测,探究不同厚度石灰岩顶板对不同厚度黄泥顶板变形特性的影响。结果表明,石灰岩厚度小于6 m并且黄泥岩厚度小于3.5 m时,最大顶板下沉量变化较小;石灰岩厚度小于6 m并且黄泥岩厚度大于3.5 m时,顶板最大下沉量随黄泥岩厚度的增加迅速增加;当石灰岩的厚度大于6.0 m,最大离层量随黄泥岩厚度的增加而减小。根据数值模拟结果以及工程现场的顶板实际破碎形态,提出了离层破碎型、离层膨胀型、膨胀蠕变型顶板变形特征以及相应的支护方式。

顶板淋水对巷道围岩变形破坏的影响及防治

基于某矿8203工作面5203回风平巷受顶板淋水的影响,致使顶板发生垮落,围岩变形破坏严重,难以实现该巷道的维护。运用理论分析、数值模拟和现场监测等方法,研究分析了巷道顶板在淋水条件下的围岩力学性质、塑性区扩展、巷道围岩应力和位移的变化规律。结果表明,顶板淋水会使围岩强度降低,变形量增加,顶板支护越困难。针对以上支护难题,提出了锚网索联合支护-新型防水锚固剂-注浆法等支护手段,并成功应用于5203回风平巷的维护。

相邻巷道联合支护围岩稳定性研究

为了提高厚煤层开采巷道支护的安全性,降低巷道围岩应力和变形量,以同煤集团某矿为工程背景,运用FLAC^(3D)数值模拟软件分别对开掘卸压巷、传统放顶煤和错层位联合支护方法展开对比性实验,分析不同方法下巷道的支护情况。结果表明:通过相邻工作面巷道之间形成的"联合锚固区",错层位巷道联合支护可大幅提高巷道围岩稳定性、减少巷道围岩变形量、降低煤柱上方的支承应力。

煤矿巷道锚杆支护技术应用探讨

为保证安全回采及大巷支护方案设计的科学合理,对寺河煤矿二号井九七盘区地质与采矿条件进行了分析,设计了科学合理的巷道支护方案。通过实验室数值模拟、现场试验等手段对巷道支护效果进行了效果检验分析。

深部高应力软岩巷道支护技术研究

浅部传统支护强度难以满足深部巷道高应力要求。本文分析了薛村矿三水平变电所深部软岩巷道围岩变形破坏特征及影响因素,运用FLAC3D软件模拟了传统锚网索支护与锚网索喷+注浆加固支护两种支护方式。巷道围岩收敛变形监测表明,运用锚网索喷与注浆加固相结合的支护方式能够有效控制深部软岩巷道围岩收敛变形。

近距离煤层开采巷道稳定性研究

针对近距离煤层群开采中下煤层开采造成上覆煤层巷道失稳的问题,以岱庄煤矿3上煤层4319工作面主运平巷为例,分析了近采空区上覆煤层巷道失稳机理和过程。研究得出导致上覆煤层巷道失稳的原因是下煤层开采超前应力的影响,超前影响范围约40 m。并结合现场实际,对原巷道支护进行了重新设计。

中厚煤层坚硬顶板切顶卸压自成巷切顶效果及应用研究

切顶卸压沿空留巷是提高煤炭采出率和减少巷道万吨掘进率的关键技术,以红林煤矿39114工作面为工程背景,基于理论分析和数值模拟分析了巷道临空侧切顶与未切顶巷道围岩应力、位移的变化规律,揭示了留巷围岩垂直应力与顶板层位、工作面距离之间的相互关系。研究结果表明:超前工作面临空侧帮部切顶后的应力峰值由21.91MPa降至20.43MPa,降低了1.48MPa,且在帮部2m处卸压幅度最大;滞后工作面15m范围内,实体煤帮切顶后应力峰值有所降低,应力集中区域位于实体煤帮4m~6m范围内,且应力峰值降低的幅度与滞后工作面的距离呈正相关;切顶后巷道顶板下沉量普遍减小,最大下沉量由756mm下降至552mm,减小了204mm,在现场进行了工业性试验,巷道留巷后,能满足下区段服务要求,对中厚煤层坚硬顶板切顶卸压自成巷技术推广具有借鉴意义。

岩巷湿喷与干喷混凝土当量喷厚支护效应分析

湿喷混凝土相比干喷混凝土具有高强度、低回弹的优点,但因其一次性投入成本较高,成为制约湿喷技术在巷道支护中推广应用的重要因素之一。针对这一问题进行不同当量厚度的湿喷混凝土与干喷混凝土支护效应研究:分析数值模拟支护时围岩应力、变形量及变形规律,并与作业现场实测支护效应对比。研究结果表明在满足巷道支护设计要求的前提下,采用湿喷混凝土能够明显的改善巷道围岩应力分布和减少巷道变形量;同时湿喷混凝土取代干喷混凝土可减少喷层当量厚度,降低实际材料成本,提高经济效益,研究成果可为在类似条件下推广湿喷混凝土技术提供参考。