动压影响孤岛工作面巷道围岩“卸-支平衡”协同控制技术

煤矿深部工作面回采过程中,经常受到强开采动压作用影响,矿压显现强烈,巷道围岩变形破坏程度大,尤其对于孤岛工作面,动压影响更加显著,围岩控制难度成倍增加。为了解决深部孤岛工作面强动压影响回采巷道围岩控制问题,以2308工作面为研究背景,采用理论分析、数值模拟、现场验证等方法,首先对巷道围岩结构模型进行分析,确定影响工作面围岩稳定的主要因素;进一步对煤柱宽度和钻孔卸压2种方案进行研究,并根据巷道围岩的实际变形情况,确定巷道围岩的非对称支护参数,实现受强动压影响回采巷道的“卸-支平衡”协同控制方案。经过现场实践验证,2308工作面巷道顶底板移近量为260 mm,两帮移近量为471 mm,巷道围岩的整体性得到增强,变形得到有效控制;采用“卸-支平衡”方案对受动压影响巷道围岩的控制效果显著。     

高性能无机注浆材料在复用巷道加固中的应用

针对大采高工作面复用巷道变形量大、维护困难的问题,提出高性能无机注浆材料加固技术,结合53082复用巷道现场地质条件,合理布置注浆钻孔参数。现场工业性试验表明:采用无机注浆材料加固后,复用巷道变形量降低显著,顶底板移近量最大值约506mm,巷道两帮移近量最大值约为398mm,保证了工作面的回采安全。     

松软破碎巷道围岩注浆加固技术研究

古书院煤矿15号煤1523101巷道围岩松软破碎,巷道围岩变形量大,巷道必须进行维修才能使用。基于巷道地质与生产条件,分析了破碎围岩注浆加固的机理和作用,并进行多方案注浆加固方案模拟。研究了适合破碎围岩巷道注浆加固的合理加固支护方式及参数,在1523101巷进行了工业试验。在试验巷道进行了矿压监测,监测结果表明:巷道顶底板最大移近量为33 mm,两帮最大移近量为22 mm,最大底鼓量为30 mm,巷道变形量总体很小,能够满足巷道的安全使用。试验注浆加固效果显著,高强锚杆支护配合注浆加固联合支护系统是适合受采动影响巷道的安全、有效和经济的支护方式。     

大采高综采工作面巷道支护技术研究

针对大采高工作面巷道支护困难的问题,以余吾煤业S5101胶带巷地质条件为基础,确定了巷道顶板岩层分类,设计了巷道支护方案并现场进行试验。巷道围岩变形监测结果表明,巷道顶底板移近量最大为96 mm,两帮移近量最大为87 mm,围岩变形整体较小,表明该支护方案能够确保巷道的稳定性。     

动压影响下大断面复用巷道耦合支护技术研究

针对大采高工作面复用巷道在多次动压影响下变形严重,返修难度大的问题,通过数值模拟与现场观测相结合的方法对复用巷道矿压显现规律进行分析,结合巷道矿压显现规律及煤岩体渗透规律,最终确定复用巷道的合理超前注浆时机应该在巷道缓慢变形阶段的后段和剧烈变形阶段的前段,即超前工作面30~50m,在该阶段进行注浆能够较好地保证注浆施工的可行性以及良好的注浆效果;为确保复用巷道的稳定,同时对巷道进行了补强支护优化设计。53082巷注浆加固工业性试验表明,加固效果显著,超前变形范围由130m减小至90m,巷道顶底板移近量最大值减小约400mm,巷道两帮移近量最大值减小至约100mm。     

深井回采巷道底鼓控制原理与全断面锚注加固技术研究

为解决2204W工作面回风巷围岩变形量大、底板鼓起现象严重的问题,通过分析底鼓控制原理,提出采用全断面锚注加固技术对巷道进行支护。对支护后的巷道进行矿压监测,结果表明:全断面锚注加固技术实施后,两帮移近量最大为95mm,底板最大鼓起量为180mm,有效地控制了巷道底鼓量,保证了巷道围岩的稳定。     

近距离煤层回采巷道支护参数优化研究

为解决近距离煤层回采巷道受上部遗留煤柱应力集中影响下巷道围岩变形控制困难的问题,对煤层围岩地质力学进行原位测试,根据测试结果对工作面回采巷道进行支护参数合理设计。工程实践结果表明:153201巷顶底板移近量最大为218mm,两帮移近量最大为157mm;153202巷顶底板移近量最大为223mm,两帮移近量最大为241mm,围岩变形量能够满足巷道的后期使用。     

“Y”型通风强动压巷道围岩控制及加固技术

为解决"Y"型通风强动压巷道变形剧烈、围岩难以控制的技术难题,以潘一东井1252(1)工作面轨顺及轨顺底板巷为工程背景,在对巷道支护现状进行分析的基础上,按照"采前加固"、"采后维护",分区段治理的围岩控制及加固原则,分别采取以中空注浆锚索为主体的锚喷注支护和预应力加长锚索主动加固支护,有效地控制住了巷道围岩的剧烈变形。采用数值模拟及巷道变形量观测的方法对加固效果进行了检验。结果表明,工作面采过第二联络巷后,轨顺底板巷顶底板和两帮移近量分别为1 180 mm和675 mm;留巷后轨顺顶板下沉量、底鼓量及实体帮位移量分别为150、780、360 mm,说明经过强动压影响后,巷道围岩得到有效控制,从而保证了Y型通风工作面回风通道的畅通。     

赵庄煤业大变形复用巷道注浆加固技术研究

针对赵庄煤业强动压影响复用巷道大变形、多次返修的问题,研究了复用巷道变形规律,将巷道变形区域分为初始影响区、剧烈影响区和稳定区;分析了各分区的裂隙发育程度和可注性,确定了最佳注浆时机;最后制定了二次注浆综合加固方案。结果表明:通过两次注浆加固,巷道两帮最终变形量600mm、顶底板移近量500mm,与未注浆区域相比,两帮变形量减少40%左右,顶底板移近量减少37%左右;围岩变形得到有效控制。     

高瓦斯动压煤巷变形机理与控制技术

为解决岳城煤矿高瓦斯动压巷道瓦斯抽采后围岩变形大、支护困难的问题,采用现场调查和矿压监测方法,测试了巷道围岩的地质力学参数,深入分析了围岩变形破坏特征与机理,提出高预应力高延伸率锚杆锚索+强力护表构件+补强锚索强帮强顶控制技术,并进行现场应用。矿压监测数据显示:在掘进期间,锚杆与锚索受力比较稳定;巷道在工作面回采期间,两帮最大变形量为249mm,顶底板最大移近量为262mm,满足正常生产要求。应用结果表明:该支护技术明显改善了围岩的应力分布,提高了围岩的整体承载能力,能够有效控制高瓦斯动压巷道围岩的大变形。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m;基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的...     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

大跨度破碎煤层巷道围岩控制及支护技术

针对王庄煤矿3045工作面回风顺槽跨度大、煤层破碎、巷道变形破坏严重的情况,为提高该巷道围岩控制质量,首先分析了大采高小煤柱巷道围岩的变形及受力特征;通过运用极限平衡理论合理确定煤柱尺寸、对大跨度破碎煤层巷道围岩控制机理进行分析,并结合王庄3045工作面实际情况给出了相应的围岩控制技术方案。基于原锚杆支护方案已不适应围岩控制要求,运用正交试验及数值模拟对原巷道支护参数进行优化。通过巷道表面及深部位移观测结果得知:沿空掘巷期间巷道表面最大位移量230 mm,工作面采动期间最大位移量1 049 mm,变化量均在工程允许范围内。工程实践证明围岩控制效果显著。研究实践结果对于其他大跨度破碎煤层条件下大采高小煤柱巷道围岩控制及支护参数选择具有指导意义。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

孤岛工作面破碎巷道强力支护技术研究

为探究孤岛工作面巷道围岩控制技术,以王坡煤业3210工作面运输巷为背景,研究了孤岛状态下巷道变形规律,确定了巷道注浆加固和全长锚索的强力支护方案。现场应用状态下,巷道顶底板移近量保持在136 mm,两帮移近量保持在105 mm,锚索受力稳定,巷道围岩完整性得到保证,满足了3210孤岛工作面生产服务要求。     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。     

顶煤破坏区采动影响下巷道变形机理与控制技术

为解决顶煤破坏区下破碎围岩巷道变形大、破坏严重的难题，以韩咀矿32103工作面辅运巷为研究对象，采用现场实测及理论分析相结合的方法对巷道围岩应力分布及变形机理进行研究。结果表明：32103辅运巷道顶板存在的顶煤破坏区呈非连续分布，32103辅运巷道围岩应力环境调整及顶煤遗留煤柱与区段煤柱有效承载宽度减小是导致巷道矿压显现明显的主要原因。基于上述探测及理论分析结果，提出以“深浅孔注浆+锚网索”联合支护为主的巷道围岩控制技术及以“架棚+底板卸压”为主的加固技术。现场应用结果表明：采用新支护方案后，32103辅运巷道围岩最大顶底板移近量为70mm，最大两帮收敛量为48mm，支护锚杆未出现破断现象，且锚杆受力与围岩变形均在合理区间，巷道支护效果良好。     

恒昇煤业窄煤柱回采巷道变形破坏特征与支护优化技术研究

为解决恒昇煤业9102工作面沿空掘进巷道受采空区覆岩运动的影响,巷道变形迅速,位移量大,矿压显现剧烈的问题。通过现场围岩变形观测、钻孔窥视、瑞利波探测等手段对恒昇煤业9102工作面机巷实施监测。瑞利波探测顶板结果表明岩体结构异常区域分布在1～1.5m、2～5m处,分析顶板钻孔窥视图像得到孔壁在1.5m、3m、4m附近破坏严重,顶板离层仪在2～3m、3～5m出现离层,根据监测结果对支护参数优化并进行工业性试验,结果表明：优化后的9102机巷围岩变形量小,测点距迎头140m时,顶底板位移量77mm,两帮位移量98mm,巷道支护效果明显。     

基于“留巷+超前工作面倾向钻孔”的无煤柱煤与瓦斯共采技术研究

为了对某煤矿无煤柱煤与瓦斯共采技术进行研究,研究了“留巷+超前工作面倾向钻孔”技术,对某煤矿工作面及试验钻孔进行了布置设计,研究了留巷围岩控制参数、钻孔结构参数及布置参数,然后对留巷围岩控制效果和钻孔稳定性进行了监测和分析。研究得出:工作支撑压力影响区分为3个区域,围岩最大变形速度达到89 mm/d,顶底板最大变形速度达到136 mm/d,基本顶垮落变形区和直接顶垮落区,顶底板最大移近速度达到40 mm/d,围岩最大变形速度为22 mm/d。通过对钻孔稳定控制技术的应用,提高了钻孔稳定性,改善了瓦斯抽采钻孔抽采效率。研究为钻孔的合理布置提供了技术支持。