基于切顶卸压技术的动压巷道力学响应破坏机制试验研究

针对动压巷道围岩变形速度快、变形量大、变形方式复杂等现状,采用现场测试及理论计算方法,设计了工作面端头顶板和采空区侧煤柱顶板水压致裂切顶卸压方案,分析了动压巷道悬臂梁超前支承压力及弧形三角板侧向支承压力破坏效应,研究了动压巷道叠加力学响应破坏机制,提出了小保当矿动压强顶弱帮巷道控制对策。结果表明:采取工作面端头顶板切顶卸压可有效控制回采帮变形;采取相邻采空区煤柱顶板切顶卸压可有效控制煤柱帮变形;回采帮及煤柱帮承载力与超前及侧向支承压力有关。结合具体巷道回采帮及煤柱帮变形破坏现状,确定了动压巷道切顶卸压方案;小保当矿二次动压强顶弱帮巷道,应采取切顶卸压-强帮护顶技术,保证工作面安全回采。     

工作面超前支护段强动压巷道围岩应力优化技术研究

以芦子沟矿3107特厚煤层综放工作面为工程背景,应用数值模拟分析了3107工作面采动阶段煤柱侧帮围岩应力动态变化特征,巷道煤柱侧帮围岩受采动影响强烈。理论分析了回采巷道强动压显现机理,基于此,提出强动压巷道顶板大深度预切缝卸压技术,并阐述了其技术原理。预切缝后,沿空巷道超前支护段围岩应力降低,侧向支承压力峰值位置向工作面中部移动,沿空巷道超前支承压力峰值位置向工作面推进方向前移,能够有效改善超前支护段巷道围岩应力状态。数值模拟及现场实测结果表明预切缝后超前支护段巷道围岩稳定,巷道变形量减小,矿山压力显现缓和。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题，以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景，理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理，提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术，取消原工作面超前液压支架，减小了单体支柱支柱密度，并在现场进行了工业性试验。试验结果表明，工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后，顶板围岩裂隙内浆液充填范围广；超前巷道受工作面支承压力和采动影响后，巷道变形不明显；进入沿空留巷后，留巷实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，顶板控制效果较好。     

旋转调斜开采巷道矿压显现规律研究

通过对工作面在旋转调斜推进过程中巷道围岩运动情况的研究,表明在旋转调斜推进过程中外切眼以内和以外的巷道收敛变形比正常回采时严重,轨道顺槽两帮移近量大于顶底板移近量,特别是在工作面超前影响剧烈区内;煤体塑性区范围在煤壁内部6～8 m左右,与周期来压步距相近;随着工作面推进,巷道前方应力逐渐集中,老顶断裂时超前支护单体液压支柱载荷达到最大值;在无煤柱对接期间压力可达到26 MPa,在撤面期间压力在10 MPa以上。     

切顶卸压在小煤柱巷道中的应用研究

基于小煤柱巷道受侧向支承压力和超前支承压力双重影响后易发生严重变形的问题，以15107工作面为背景，通过分析沿空巷道侧向顶板结构特征，提出采用密集钻孔卸压的方式进行治理。结果表明，切顶后侧向压力峰值向深部转移且减弱了超前压力的影响；15107回风顺槽两帮移近量263 mm，顶底板移近量264 mm，实现了工作面安全回采。     

孤岛工作面矿压显现规律研究

结合某矿孤岛工作面工程实例,通过支架阻力监测等方法,对工作面超前支承压力的影响范围、巷道变形和上覆岩层的移动变形进行分析。结果表明:工作面超前支承压力为动态应力,集中范围6~15 m;巷道变形量较小,岩层具有分层垮落的特点,基本顶周期来压不明显。     

综放面停采线厚硬顶板爆破切顶护巷技术研究与应用

恒泰煤矿13030综放工作面顶板厚硬砂岩层达23.9 m,普氏系数高达10.8～14.3,末采阶段采区下山巷道围岩受采动影响发生严重变形破坏。为解决上述问题,对超前工作面停采线爆破切顶预裂顶板技术展开了研究。采用理论分析和数值模拟方法确定了最优切顶高度为25.4 m,最优切顶角度为75°;基于现场试验确定了最优爆破钻孔间距为2400 mm,装药结构为分段均匀装药;与未切顶相比,停采线切顶工作面的超前支承应力峰值下降23%,有效改善了下山巷道的应力环境。现场工业试验应用结果表明,巷道变形在工作面停采25 d后趋于稳定,两帮最大移近量为340 mm,顶底板最大移近量为380 mm,经维修及加固后即可为下一工作面服务,围岩控制效果良好。     

回采顺槽巷道超前水力压裂切顶技术及其应用

针对部分回采工作面顺槽巷道受相邻采空区动压影响,造成回采时超前影响段变形大、超前维护量大的问题,个别回采面甚至不得不提前结束回采。为探索该类巷道的治理办法,结合已有研究和工程实践,提出采用超前水力压裂切顶卸压的技术,减弱本工作面回采期间的超前支承压力,试验结果表明,通过回采顺槽超前水力压裂切顶卸压技术研究的使用,使顺槽巷道超前影响段变形有所减小,对比卸压段和相邻的未卸压段,巷道变形大幅减小,底鼓减小50%,两帮移近减小40%,有效降低了回采顺槽巷道超前支护的管理难度。     

45°倾角煤层水平分段工作面矿压规律

数值模拟结果表明,45°煤层采动应力变化超前支承压力的分布具有不均匀性,侧向支承压力在顶板侧形成应力集中,底板侧形成应力降低区,采动应力随水平分段数增加,超前支承压力影响范围不变,但峰值往前转移。工作面矿压监测表明,45°煤层工作面矿山压力比较小,工作面矿压显现不强烈,无明显的来压步距;巷道实测数据揭示了巷道变形的3个时期,以北巷变形量大于南巷为主要变形特征。     

工作面端头三角区沿空巷道强矿压显现与应力转移分析

大同矿区同忻煤矿8105工作面5105沿空巷超前支护段矿压显现明显,来压强度大,巷道变形与单体支柱折损严重,严重影响了回采巷道的正常使用。在分析工作面沿空巷强矿压显现特征的基础上,得到了巷道强矿压主要影响因素,提出对工作面顶板进行双向应力转移以降低端头三角区集中应力的方法。研究表明:工作面端头双向支承压力将形成端部三角区高应力集中,对工作面沿空巷超前支护段的强矿压显现具有重要影响;采用改变形式的三参数威布尔函数对双向支承压力进行理论分析,得到了工作面端头三角区高应力大小及区域分布特征;提出了双向应力转移的方法,降低了沿空巷超前支护段围岩应力。现场实践中,通过对工作面5105沿空巷及顶回风巷顶板采取水压致裂技术后,工作面5105巷超前支护段强矿压显现得到明显改善,巷道变形量明显降低,保证了工作面的正常生产。     

和草沟煤矿50104工作面回风巷预裂切顶卸压技术应用

禾草沟煤矿50104工作面回风巷经历了临近50102工作面和50104工作面二次回采动压影响,工作面超前支承压力影响区域内巷道变形严重,影响工作面机尾支架推移和上端头的通风行人。为降低工作面回采影响,在回风巷道顶板实体煤侧实施双向聚能拉张成型爆破,切断与50104工作面顶板的力学联系,降低巷道超前支承压力和底鼓程度。工程实践结果表明:实施超前聚能爆破后,超前工作面10m处巷道围岩顶底板移近量和两帮移近量分别减小35.80%和58.12%。     

干河煤矿回采巷道水力压裂卸压技术应用

以干河煤矿2-209工作面2092巷为工程实例，为解决该巷道变形严重的问题，拟定采用水力压裂切顶卸压技术；应用表明，通过高压水切顶后，巷道顶底板及两帮最大变形量均相对未切顶巷段减小50%左右，超前支承压力影响减弱；解决了回采巷道反复维修的问题，实现了工作面安全高效回采，取得良好的经济、安全效益。     

近距离房采煤柱下回采巷道失稳机理数值模拟研究

近距离房采煤柱下长壁开采将受到工作面顶板动压和上覆煤柱集中应力的共同影响,导致工作面剧烈来压从而引发回采巷道失稳事故。针对神东矿区大柳塔矿22202工作面潜在的巷道失稳事故问题,采用数值模拟研究了房采煤柱下长壁开采顶板的应力演化及运动规律,分析了回采巷道围岩的应力和变形特征。研究结果表明,工作面进入房采煤柱下方后,支承应力峰值点超前工作面距离会显著减小,造成超前支承峰值和工作面的顶板力叠加,在顶板来压和叠加应力共同作用下将引发巷道失稳事故;在房采煤柱采空区边缘前后20m范围内顶板运动和应力分布不稳定,巷道失稳事故发生的规律性差;远离采空区边缘60m后,顶板来压周期性明显,巷道失稳事故会周期性地发生。     

基于位移反分析法的沿空留巷巷道矿压分布规律

以川煤集团叙永一矿沿空留巷为工程背景，采用位移反分析法校准了室内煤岩物理力学参数测试结果，并采用数值模拟方法分析了沿空留巷巷道矿压分布规律。现场观测结果显示：工作面回采期间，巷道顶底板最大相对移近量743 mm，巷道顶底板移近方式以顶板下沉为主，平均顶板下沉量为底鼓量的3.6倍，数值模拟结果为3.5倍。参数校准结果表明：弹性模量、黏聚力的折减对顶底板的移近量有显著影响；计算时步相同时，顶底板移近量随弹性模量、黏聚力的减小而增大，当弹性模量降低为20%时，巷道顶底板移近量最大值增加800 mm。数值模拟分析结果表明：采煤工作面后方沿空留巷高帮支承压力显著升高，支承压力分布呈两侧低，中间高的“凸”起状，且随着工作面不断推进，支承压力峰值不断增大；工作面平均超前支承压力影响范围为77 m。     

急倾斜近距离煤层开采矿压显现规律研究

研究急倾斜近距离煤层开采矿压显现规律,可以充分了解煤层在开采过程中的围岩应力分布特征、预防采场冒顶、片帮、压架等事故的发生。以贵州某矿14602采煤工作面为工程背景,运用数值模拟软件模拟急倾斜近距离煤层开采过程中顶底板岩层围岩应力的分布,分析得出开采过程中采煤工作面前后应力分布特征;采煤工作面推进过程中,顶底板超前支承压力形成"类椭圆应力区"。结合14602采煤工作面实际开采背景,分析得出采煤工作面推进过程中,工作面下部"三角封闭"结构强于上部,导致工作面下部巷道围岩应力、变形量较大。因此,在后期采场及巷道支护中应提高工作面下部巷道支护强度。     

煤柱区巷道超前支护段围岩破坏机制及控制技术

新阳矿新102综放工作面材料巷超前支护段由于受多重支承压力和新102工作面采动影响,变形严重、支护困难,在详细分析巷道超前支护段变形破坏机制的基础上,提出了"锚网+W钢带+锚索+U型钢棚"的联合支护方案,并在超前工作面30m范围内采用ZT2×3200/18/35型超前支护液压支架加强支护,在超前工作面30~100m范围内采用"单体支柱+π型钢梁,1梁3柱"的加强支护方式。现场观测表明,材料巷超前支护段顶板下沉量由原先平均27mm/d减少到8mm/d,保障了工作面安全生产,加快了工作面推进速度,提高了经济效益。     

切顶卸压沿空留巷顶板破坏机理及控制技术

为解决采煤工作面切顶卸压沿空留巷顶板变形破坏等问题,根据柠条塔煤矿S1201工作面实行切顶卸压沿空留巷过程中矿山压力显现规律,建立顶板切缝力学模型,对该矿厚煤层切顶卸压巷道裂隙发育机理及影响因素进行了研究,提出了将巷道划分超前支护区、动压影响区和成巷稳定区以及裂隙发育判据条件。研究结果表明:裂隙发育主要集中在动压影响区;从控制基本顶动压、顶板支护强度和采空区帮侧向压力等方面考虑,采取了增大临时支护距离、加强主动支护强度和优化顶板切缝参数的针对性控制措施,根据现场监测结果巷道中部顶底板移近量由320 mm减至200 mm,且裂隙区内裂隙不再扩展,顶板稳定性控制效果良好。     

特厚煤层回采巷道大变形及采动应力场分析

基于郭家河煤矿特厚煤层回采过程中邻空侧巷道变形严重,以1305工作面回风巷巷道变形为工程背景,开展工作面推进过程中巷道围岩变形观测和采动应力场监测。研究结果表明:随着工作面深入1303采空区,回风巷侧巷道变形速度增大3~5倍;相比于运输巷回风巷侧支承压力峰值深入工作面及巷帮实体煤距离均减小,应力集中系数可达3;1305工作面回风巷巷道大变形是采动应力、采空区侧向支承压力、侧向顶板结构等多重因素耦合作用的结果。针对巷道变形原因提出侧向顶板深孔断顶爆破和小煤柱护巷措施。     

深井厚煤层综放工作面顶板运动与沿空巷道围岩变形动态响应关系

针对深井厚煤层综放工作面沿空巷道围岩控制困难的问题，以新河煤矿5302工作面沿空巷道为研究对象，采用理论分析、现场实测、微震监测等手段研究了巷道变形和顶板运动的动态响应关系，重构了工作面顶板破断过程，分析了回采巷道变形特征，建立了回采巷道受力模型，确立了顶板破断与巷道变形的对应关系，得出以下主要结论：5302工作面顶板破断过程存在“大小周期”现象，顶板最大破断高度为70?m，高位岩层( 中位基本顶和高位基本顶 )的破断是沿空巷道变形加剧的主要原因；在顶板初次破断周期内，巷道围岩变形随着顶板破断高度的增加而持续增加，在周期破断过程中，巷道围岩变形不会持续增加，而是在一个范围内周期性地上下波动；高位岩层破断致使两帮移近量和顶板下沉量达到峰值，但两帮和顶板变形峰值响应的时机不同，两帮移近量峰值显现滞后于高位岩层破断位置，顶板下沉量峰值显现超前于高位岩层破断位置。研究揭示了深井厚煤层沿空巷道围岩变形与顶板岩层运动间的对应关 系，可为其围岩控制设计提供参考。     

回采巷道底鼓力学原理研究

分析了回采巷道底鼓的发生、发展过程和影响因素，认为回采巷道的义鼓不仅与底板岩层的力学特性有关，还与工作面超前支承压力、顶板及上覆岩层变形、两帮变形有关，是这些因素综合作用的结果。