注浆加固技术在沿空掘巷中的应用

为确定宁夏某矿12203工作面沿空掘巷合理的煤柱宽度以及沿空巷道可靠的围岩控制技术,以沿空掘巷大、小结构理论为基础,通过数值模拟分析并根据工程实践,提出了采用5 m小煤柱进行护巷的方法,设计了沿空掘巷支护技术方案并配合注浆加固技术以提高煤柱的承载能力.实践表明,注浆加固技术可以有效地控制沿空掘巷的围岩稳定性.     

三软煤层孤岛工作面沿空巷道围岩控制技术研究

某矿21101工作面沿空掘巷机巷原采取4 m窄煤柱护巷,36U型钢支架支护,巷道掘出不久即严重变形。基于沿空掘巷上覆岩体大小结构模型分析了沿空巷道围岩控制原理,理论计算结合数值模拟分析确定了煤柱留设宽度为6 m,对新型棚-索协同支护效果进行了对比分析,结果表明留设合理尺寸的窄煤柱,采用棚-索协同支护,能较好控制三软煤层工作面沿空巷道的强烈变形。     

塔山矿8207工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障8207工作面回采巷道沿空掘巷期间围岩的稳定,通过数值模拟的方式进行合理护巷煤柱宽度的分析,基于模拟结果确定沿空掘巷期间煤柱宽度为5 m,结合8207孤岛工作面的各项参数,设计巷道采用锚网索支护,采用理论分析设计各项支护参数,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测。结果表明:2207巷掘进期间,围岩变形量小,满足回采巷道使用要求。     

倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征及支护控制技术研究

为解决倾斜厚煤层沿空巷道支护难题，以新疆硫磺沟煤矿(4-5)06工作面轨道巷为工程背景，根据巷道实际工程地质条件，运用FLAC^3D软件模拟研究沿空巷道4 m和7 m小煤柱情况下的围岩变形破坏特征，巷道围岩呈现出明显的非对称变形破坏，尤其是沿空小煤柱侧帮部和顶板肩窝变形严重，进而揭示了倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征。基于此，提出了倾斜厚煤层沿空巷道围岩深部+浅部+表面多层次支护控制技术，对现有支护方案进行了优化。数值模拟和现场试验结果表明，该支护方案实施后巷道围岩变形控制效果显著，特别是煤柱侧变形破坏的有效改善，确保了巷道的安全使用。     

采动影响沿空掘巷小煤柱合理宽度与围岩控制技术

以成庄矿4310综放面4220沿空掘巷为研究对象,采用理论计算和数值模拟分析方法对沿空掘巷小煤柱宽度的合理留设进行深入研究,分析了不同煤柱宽度的塑性破坏区范围和煤柱区域的应力分布特征,进而结合现场实际地质生产条件,综合确定煤柱宽度为10m。根据现有巷道支护理论,确定了4220副巷围岩变形控制技术,并数值模拟分析采动影响沿空掘巷围岩变形特征,进而制定了高预应力高强度锚杆索支护方案与支护参数。4220副巷支护试验结果表明:高预应力高强度锚杆索支护技术对沿空掘巷服务期间围岩变形控制效果显著,提高了成庄矿煤炭资源采出率,为矿井后续沿空掘巷的使用提供技术依据。     

综采工作面小煤柱留巷巷道支护技术研究及应用

以斜沟矿16502工作面为工程背景,针对该煤层为复合顶板,而以往巷道支护设计不科学、增加支护困难和后期维修频率的问题,根据小煤柱沿空掘巷的围岩控制原理,结合6#煤层顶底板条件,选定巷道支护设计方案。并经围岩强度测试和数值模拟小煤柱留巷围岩应力分布情况,试验表明,基于高预应力强力支护原理的巷道支护方案,有效控制巷道顶底板围岩变形。     

无煤柱沿空留巷支护技术

以河北某矿2408工作面运输平巷为工程研究背景,分析无煤柱沿空留巷变形破坏规律,提出了沿空留巷的控制机理。结合地质生产条件,采用FLAC3D数值模拟对比分析了一般支护条件与加强巷帮支护条件下留巷围岩的变形规律:帮高强高预紧力锚索可以大大降低围岩变形量,缩小围岩塑性区。矿压观测结果:留巷在接受二次采动影响后,顶底板最大移近量为471 mm,两帮最大移近量为315 mm。     

综放工作面多巷布置双煤柱合理留设宽度研究

为确保神东保德煤矿81505综放工作面多巷布置方式下巷道的稳定与安全,采用FLAC~(3D)数值模拟软件,建立数值模拟模型,研究分析了单巷布置方式下沿空煤柱宽度为15.0、20.0、25.0、30.0、35.0 m,以及多巷布置方式下巷间煤柱宽度为7.5、10.0、12.5、15.0、17.5 m时的围岩应力分布、变形及塑性区的分布规律,对比得到沿空煤柱和巷间煤柱的合理尺寸。研究结果表明:在沿空煤柱宽度为25.0 m、巷间煤柱宽度为12.5 m的条件下,煤柱内应力水平较低,煤柱稳定且巷道变形量较小。基于非对称支护原理,提出了适用于保德煤矿81505综放工作面回采巷道的锚网索联合支护方案,工程应用结果表明,工作面回采期间巷道围岩变形可控,煤柱整体稳定,说明所留设的煤柱宽度与支护参数选择合理。     

东曲矿综采工作面小煤柱留巷支护技术研究

东曲矿4号煤层28203工作面为复合顶板,以往巷道支护设计不科学,导致4号煤层留巷巷道受矿压影响严重变形。根据小煤柱沿空掘巷的围岩控制原理和4号煤层顶底板条件,选定巷道支护设计方案。经过围岩强度测试和数值模拟小煤柱留巷围岩应力分布情况,现场试验结果表明,基于高预应力强力支护原理的巷道支护方案,有效控制巷道顶底板围岩变形。     

3417工作面沿空留巷松软围岩变形规律及围岩控制研究

为保障3417工作面沿空留巷松软围岩的稳定,采用数值模拟分析了硬、中硬及松软围岩下留巷的变形特征,结合模拟结果进行支护方案设计,确定加强巷道顶板及煤柱帮的支护,并进行留巷围岩变形观测作业。结果表明:回采期间,留巷围岩的顶底板及两帮最大移近量分别为452mm和224mm,保障了留巷围岩的稳定。     

特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计

王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。     

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。     

特厚煤层综放沿空掘巷围岩控制机理及其应用

针对特厚煤层(达15 m)综放沿空掘巷采动影响范围大、围岩性质裂隙以及煤柱稳定性差等特点,提出了顶板以高强高预应力让压锚杆支护系统、梯级锚固的束锚索支护系统以及多锚索-钢带桁架支护系统的强力联合控制技术,煤柱帮采用强力锚杆支护系统、高韧性材料注浆加固、钢筋混凝土墙支撑系统的刚柔协同控制技术,以及实体煤帮强力锚杆索支护系统进行特厚煤层综放沿空掘巷围岩稳定性的控制,并阐明其支护机理。结合地质生产条件与现场工程实践确定了沿空掘巷具体支护方案与工艺流程,并进行了现场应用。现场实践表明,巷道两帮和顶底板最大移近量分别为65和57 mm,变形量较小,首次实现了15 m特厚煤层综放沿空掘巷围岩的有效控制。     

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。     

小煤柱沿空留巷围岩控制应用研究

为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。     

遗留煤柱下近距离特厚煤层临空掘巷合理煤柱尺寸北大核心

选择合理的护巷煤柱尺寸是临空掘巷成功和安全的前提;以某矿30503工作面为背景,采用理论分析、数值模拟和现场实践相结合的方法,对上覆遗留煤柱和本煤层相邻采空区条件下临空掘巷区段煤柱的合理尺寸进行了研究。结果表明:通过理论分析遗留煤柱沿底板应力变化规律,确定区段煤柱留设尺寸范围应在7~10 m之间;运用数值模拟分析了不同煤柱宽度条件下临空巷道煤柱应力和变形破坏规律,综合理论分析和数值模拟得出留8 m煤柱合适。现场监测结果表明,留8 m煤柱时,临空巷道顶板最大变形量为359 mm,两帮变形量为66 mm,巷道围岩变形稳定,能够满足现场实际生产要求。     

采空区下近距离特厚煤层回采巷道失稳机理及其控制

采空区下近距离煤层开采时,下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层相邻工作面动压的影响,针对孙家沟煤矿特厚煤层放顶煤工作面13311回风巷严重的冒顶、两帮内挤和底臌等变形破坏现象,采用现场实测、理论分析及数值模拟等研究方法,探讨了回采巷道失稳机理及主要影响因素。研究表明,13311回风巷变形失稳主要影响因素为迎邻近工作面回采动压掘进、巷道布置方式和巷道支护参数不合理。与上层煤回采巷道垂直布置、巷道支护强度低且迎采动掘进时,下层煤回采巷道容易失稳。为改善13313回风巷围岩稳定性,有效控制巷道变形,根据试验巷道围岩物理力学性质及受力特征,研究提出了有针对性的解决方案:首先改进巷道布置方式,将下煤层回采巷道布置在采空区下,且应距离上煤层采空区遗留煤柱不小于20 m;其次增大护巷煤柱宽度,把区段护巷煤柱宽度增加到20 m以上,减少迎采动掘进动压的影响;最后,采用高预应力全锚索加强支护,提高锚杆锚固段的整体性及其承载能力。据此,在13313回风巷进行了工业性试验并进行了巷道矿压观测,结果表明:经受相邻13311工作面回采动压影响后,区段煤柱整体完整,具有良好的承载性能;锚索受力达到了250～300 kN,约为其破断力的50%,锚索受力增长平稳,较好地控制了巷道离层和围岩变形;13313回风巷顶底板移近量为400 mm左右,两帮移近量为300 mm左右,巷道围岩变形量得到了有效控制,保证了巷道的整体稳定性,取得了良好的支护效果。但是,采用该种巷道布置方式,下层13号煤层13313工作面回采时,因工作面上方11号煤层区段煤柱集中应力的影响,对其顶板和煤壁管理提出了更高的要求,需引起高度重视。     

无煤柱开采围岩控制技术及应用

我国煤矿无煤柱开采技术研究与应用已有60多年.综合分析了沿空留巷、沿空掘巷、跨巷开采及采空区布置巷道等无煤柱开采方法及适用条件、围岩控制取得的研究成果.在沿空留巷方面的主要内容为:不同开采系统的沿空留巷类型、围岩变形与破坏特征;沿空留巷结构力学模型及围岩与支护作用关系;沿空留巷巷内基本支护、巷内加强支护、巷旁支护形式及...     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术

针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以羊场湾煤矿为工程背景,建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出低应力区范围表达式及其影响因素;采用FLAC3D数值模拟软件分析巷道掘进和本工作面回采期间不同煤柱宽度下巷道围岩应力与位移演化特征。研究表明:(1)高强度开采综放工作面因采场尺寸大、推进速度快、断裂步距大,导致内应力场范围亦大于常规工作面。(2)高强度开采综放工作面区段煤柱宽度的确定,应充分考虑多次剧烈采动、基本顶破断、巷道大断面等因素,结合试验工作面地质生产条件确定内应力场范围6.31~7.58 m,合理煤柱宽度为9~14 m。(3)本工作面回采期间,覆岩结构被再次激活,致使围岩变形破坏加剧,煤柱宽度10~14 m时,煤柱具有一定自稳能力并承担较少的顶板载荷,综合考虑各因素确定合理煤柱宽度为10 m。(4)受高强度开采及基本顶破断等因素影响,窄煤柱沿空巷道可能诱发大范围破碎、煤柱帮大变形及顶板不对称下沉等变形破坏,要实现此类巷道围岩稳定性控制应对煤柱帮和顶板重点加固,据此,提出了非对称围岩控制技术,并进行现场应用,巷道控制效果明显。