倾斜厚煤层错层位相邻巷道联合支护技术

为进一步研究倾斜厚煤层支护技术,采用理论分析和数值模拟方法,研究深部巷道围岩稳定问题,认为深部巷道围岩的基本控制方法是提高围岩强度、转移围岩高应力以及采用合理的支护技术,并提出了错层位外错式相邻巷道联合支护技术。以庞庞塔矿为工程背景,通过对比巷道单巷布置与错层位外错布置2种情况下的支护效果,回归分析错层位外错式布置下相邻巷道联合支护区锚固体强度。经分析论证表明:错层位外错式布置下相邻巷道联合支护区锚固体强度优于单巷布置下锚固体强度。     

倾斜中厚煤层错层位外错式巷道布置及相邻巷道联合支护技术

基于倾斜中厚煤层沿空掘巷与支护技术展开研究。首先通过构建力学模型,依据基本顶最大弯矩确定基本顶的断裂位置及断裂形式,计算得在距离煤柱帮17.57 m处基本顶达到弯矩最大值23.02 MN·m,并进一步确定断裂线位于实体煤上方;结合"内外应力场"理论,确定在当前覆岩力学环境下"内应力场"范围为15.89 m;综合考虑煤柱的空间关系,分析巷道围岩煤柱尺寸,确定窄煤柱水平错距为7.37 m,竖直错距为2.40 m;综合以上分析确定区段煤柱留设尺寸范围为7～12 m,通过FLAC~(3D)数值模拟软件对不同煤柱尺寸的应力场、塑性区分布进行计算分析,对掘进和回采两个阶段下不同煤柱尺寸条件下稳定性进行研究和验证,最终确定窄煤柱的合理宽度为8 m。然后根据倾斜中厚煤层错层位外错式巷道布置形式所具有的立体化空间形式,提出错层位外错式区段间相邻巷道联合支护技术并对其技术特点进行理论分析;基于围岩松动圈支护理论,通过计算确定区段间相邻巷道联合支护参数并利用FLAC~(3D)数值模拟软件对区段间相邻巷道联合支护方案和矿方原支护方案进行模拟,分别从支护应力场、塑性区分布和围岩相对变形率3方面对掘巷和回采阶段下两支护方案的效果进行验证,最终结果表明区段间相邻巷道联合支护方案相对于矿方原始支护方案,更有利于巷道围岩的变形控制。     

极近距离煤层错层位巷道布置方式及围岩控制技术研究

为解决极近距离煤层群分层开采支护难度大、危险性高等问题,探索错层位巷道布置采煤法及区段间相邻巷道联合支护技术在极近距离煤层群开采中的应用前景,以官地矿8、9号煤地质条件为研究背景,经论证8、9号煤之间的夹矸层厚度较小,满足放顶煤要求,不会影响顶煤冒放性,以此确定采用错层位巷道布置采煤法进行极近距离煤层联合开采的回采方案。通过极限平衡理论、数值模拟确定了下区段沿底巷道位置,沿底巷道顶煤破碎区宽度为1.93 m,极限平衡区宽度为6.65 m。采用FLAC3D数值模拟软件对下区段沿底巷道位置进行选择,计算结果为侧向支承压力峰值与巷道侧距离为6.85 m,与前述理论计算得到的极限平衡区宽度基本相同。结合理论分析及数值模拟计算结果确定该地质条件下错层位外错式巷道布置方案水平错距为2 m。对区段间相邻巷道联合支护技术机理进行论证研究,并结合矿方原始支护方案最终确定区段间相邻巷道联合支护方案。对下区段沿底巷道顶底板移近量和两帮移近量进行现场实测,结果表明:下区段沿底巷道围岩变形整体处于可控范围内,错层位巷道布置方式支护方案设计较为合理,可以满足工作面安全生产需要,可为类似条件下工作面布置及围岩控制提供参考。     

基于采空区模拟的错层位外错式巷道位置选择研究

为了研究错层位外错式巷道布置法中下区段沿底巷道位置选择问题,首先通过理论计算对302工作面的顶煤应力分区进行划分。采用FLAC3D数值模拟软件对采空区进行充填模拟计算,并以此为基础对错层位工作面开挖后垂直应力及塑性区分布情况进行分析,最后综合考虑理论计算及采空区充填处理的数值模拟计算结果,确定下区段沿底巷道水平错距为3m。结合错层位外错式所具有的空间位置关系提出区段间相邻巷道联合支护方案,并采用FLAC3D数值模拟软件对实验结果进行验证,最终结果认为该巷道布置及支护方案有利于减少煤柱留设尺寸,提高资源回收率,同时可以对区段间相邻巷道起到良好的控制作用。     

错层位外错式沿空掘巷机理及相邻巷道的立体化联合支护技术

针对特厚煤层中应用错层位外错式沿空掘巷与相邻巷道的立体化联合支护机理展开研究。首先理论分析了错层位外错式沿空掘巷布置特点,发现:① 沿煤层顶板及起坡下方的三角煤体保持稳定且对实体煤提供侧向支承应力σx作用,因此一侧采空情况下实体煤从上至下出现了新的变化,即侧向支承应力从0增加至σx;② 依据巷道布置层位与侧向支承应力的不同,将特厚煤层从上至下进行了分区,分别为一侧采空实体煤分区、过渡区与弹性区;③ 布置接续工作面沿空掘巷时,其围岩处于弹性状态,巷道顶部属于一侧采空实体煤内的破碎区、塑性区,因此承载小,也即实现了围岩稳定与载荷低二者之间的统一。利用相邻两条巷道高、低不同这一立体化空间关系,提出相邻巷道的立体化联合支护技术,分析其特点包括:① 沿煤层顶板布置巷道,主动支护可打入深部稳定岩层内;② 通过加强一侧采空实体煤内的加固作用,为相邻沿煤层底板巷道提供锚固点;③ 底板沿空掘巷顶部支护体可深入顶板岩层、联合锚固区与过渡区,可实现全长锚固以更加充分发挥支护作用。为了验证前述理论成果,采用数值模拟进行计算分析,发现:① 采用错层位外错式沿空掘巷技术,显著改善了沿空巷道围岩性质与应力分布现状,实现了低应力与围岩稳定二者的统一,且验证了前述对错层位外错式沿空掘巷特厚煤层纵向分区的成果;② 零原岩应力场条件下联合支护效果较为明显,沿顶巷道顶板锚索深入基本顶段、巷帮一侧锚固段、沿底巷道顶板锚索深入岩层内与联合锚固区均出现应力集中作用,显著改善了沿底巷道单巷支护受顶煤厚度限制无法形成有效锚固点的现状;③ 在对实际工程背景的数值计算发现,与沿底巷道围岩大范围破坏且无法控制相比,采用错层位外错式沿空掘巷相邻巷道联合支护技术可显著控制沿空巷道围岩破坏范围。     

高应力软岩条件下错层位外错式相邻巷道联合支护技术研究

针对孔庄矿7301运输巷受高应力软岩影响,巷道难支护、变形严重等问题,从构造应力、顶底板岩性和巷道布置方式及支护参数3个方面分析巷道变形原因,决定采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术",采用数值模拟对原巷道支护方式和相邻巷道联合支护技术在垂直应力分布和塑性区范围2个方面进行分析,结果表明相邻巷道联合支护可抑制塑性区扩展。现场监测表明,顶板最大下沉量为76 mm,最大底鼓量为38 mm,两帮最大内移量为135 mm,表明采用"错层位外错式相邻巷道联合支护技术"巷道围岩的整体支护效果得到明显改善。     

外错式区段间相邻巷道锚杆联合支护作用机理研究

根据错层位外错式相邻巷道"一高、一低、水平错距"的空间结构特点,提出联合支护技术,并对侧帮锚杆作用机理展开研究.采用FLAC3D数值模拟软件研究分析沿顶巷道侧帮锚杆参数对锚固体力学性质的影响,并确定侧帮锚杆支护参数合理取值;对不同布置情况下巷道支护效果进行对比分析.结果表明:通过向沿顶巷道实体煤侧帮安设锚杆可以提高锚固体力学性能,对下区段沿底巷道顶板和采空区侧帮的煤体起到良好的保护作用,有利于沿底巷道侧帮煤体的稳定以及顶板锚杆锚索悬吊作用的实现,使厚煤层沿底巷道的围岩维护更为有利.     

厚煤层巷道煤柱留设及沿空巷道围岩控制机理研究

为确定厚煤层煤柱合理宽度问题,通过理论分析得出基本顶断裂线位置,采用数值模拟对比分析常规综放开采和错层位外错式采煤法下沿空巷道周围垂直应力分布规律。同时,在支护形式上对比错层位外错式和以往巷道单一支护。综合考虑采用错层外错式布置方式且相邻巷道错距确定为1 m,"锚网喷+锚索"联合支护下上区段沿顶巷道实体煤帮和接续面沿空掘巷顶板在横纵向对沿空巷道顶煤形成支撑作用。错层位外错式采煤法确定沿空掘巷新形式,为减弱上覆岩层对巷道围岩应力有重要作用。     

三软煤层巷道布置优化与联合支护技术研究

为解决三软煤层回采巷道围岩大变形难支护和区段间留设大煤柱资源浪费的问题,对巷道布置和支护方式进行了优化,采用了厚煤层错层位外错式沿空掘巷相邻巷道联合支护的方法.首先采用极限平衡区法确定沿空巷道煤柱留设5m,建立了关键块B力学模型,计算分析了关键块B不会发生滑落失稳与回转失稳;其次介绍了相邻巷道联合支护技术;最后采用FL...     

完全无煤柱相互搭接工作面矿压理论研究

基于错层位巷道布置完全无煤柱相互搭接工作面的矿压显现特征,采用理论结合FLAC3D数值模拟进行研究.理论研究发现,错层位巷道布置与传统厚煤层沿煤层底板巷道布置首采面矿压显现特征相似,出现接续工作面后,上一区段采空区下方进风巷道和接续工作面采场上方岩层的矿压特征出现变化.通过对沿煤层底板巷道布置、沿煤层顶板巷道布置以及采空区下方巷道布置三种情况进行模拟,验证了错层位巷道布置接续工作面采空区下布置接续工作面处于低支承应力状态,采场上方垮落带高度增加的特点.     

大断面软弱破碎围岩煤巷演化规律与控制技术

随着矿井开采深度与巷道断面尺寸的增加,煤巷围岩松软、破碎程度越来越严重,煤巷顶板冒落的危险性增大,大断面煤巷支护与维护难度随之增加。基于煤巷围岩松动圈测试与分析,揭示了大断面软弱破碎围岩煤巷变形破坏特征;采用FLAC3D模拟研究了不同巷道布置方式、顶煤厚度、巷道高宽比及侧压系数等条件下大断面软弱破碎围岩煤巷开挖后围岩变形特征、塑性区演化规律及应力分布特征,为煤巷优化布置、合理支护方案与参数的选取提供了理论依据;针对大断面软弱破碎围岩煤巷变形破坏特征与支护难点,提出了全断面锚网索喷初次支护、高预应力锚索与锚注二次加固组成的"三锚"联合支护技术方案,采用数值模拟分析与相似材料模型试验,验证了该方案的合理性与围岩控制效果,并进行了井下工业性试验。监测结果表明,采用"三锚"联合支护技术,有效地控制了大断面软弱破碎围岩煤巷的大变形与底臌,维持了煤巷围岩与支护结构的稳定及安全。     

随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理与控制研究

为研究随机节理岩体巷道再生顶板失稳机理及控制方法,基于龙口某矿油页岩上分层巷道节理参数统计结果,结合蒙特卡罗模拟方法,采用UDEC软件内置FISH语言编写了随机节理模拟程序,建立了随机节理岩体巷道数值模型,对随机节理岩体巷道再生顶板的失稳破坏过程及支护方式进行了模拟,并通过工程应用对数值模拟进行了验证。结果表明:再生顶板巷道开挖后预留护顶中小的易冒块体首先沿节理面滑落,之后关键块体在上部破碎岩块压力作用下沿节理面滑动下沉,当关键块体一端滑离巷帮节理面时,关键块体失稳,发生冒顶;再生顶板下预留护顶掘进巷道合理支护方式为锚索-架棚联合支护,可有效控制巷道顶板变形并防止顶板破碎块体冒落。     

富水软岩巷道稳定性控制技术研究

富水条件下软岩巷道容易出现大变形及围岩强度大幅度降低等情况,对矿井的生产安全造成极大威胁。为探索富水软岩巷道稳定性控制技术,结合新上海一号煤矿113082工作面运输巷工程实例,采用理论分析方法研究了地下水对巷道围岩及支护结构的影响,提出围岩稳定性控制对策,并对控制方案进行数值模拟验证。针对富水软岩巷道,首先采取导、疏结合的控水措施,减小对原有围岩强度的影响,降低对支护结构的损害;其次采用全断面、多手段联合加固的支护措施,控制围岩变形。工程实际及数值模拟结果表明,对于富水软岩巷道采取以上技术措施,能够有效保证巷道的稳定性。     

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。     

综放复合顶板错层位外错式沿空掘巷异型窄煤柱宽度优化研究

针对复合顶板沿空掘巷窄煤柱留设宽度以及围岩稳定性难题,以试验矿井具体地质条件为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟等方法,对综放沿空掘巷窄煤柱稳定性问题展开研究。分析了不同窄煤柱留设尺寸条件下传统综放工作面沿空掘巷“T”型煤柱围岩应力和塑性区分布特征,研究表明,传统综放工作面留设“T”型窄煤柱沿空掘巷两帮围岩塑性区呈非对称分布,顶板复合岩层破坏深度广,且窄煤柱帮处于不均衡承载状态,宽高比小,自身稳定性差,承载能力差。基于上述问题提出错层位外错式沿空掘巷技术,针对不同尺寸下异型煤柱进行数值模拟研究,结果表明,与常规“T”型窄煤柱相比,其具有优越的“堵漏风、阻变形、能承载”的护巷效果,为巷道围岩控制技术提供有利条件。     

高膨胀松软围岩巷道支护技术

为了解决高膨胀松软围岩巷道顶板变形量大、锚杆脱落失效等问题,利用工程类比分析、数值模拟等方法对高膨胀软岩巷道稳定性影响因素及锚杆支护技术进行了研究。研究结果表明:高膨胀松软岩层强度低,遇水易膨胀软化,是顶板破坏失稳的内因,围岩高集中应力及支护强度不足是外因,可通过优化巷道布置方式、加强支护提高巷道稳定性。研究确定了高膨胀软岩巷道树脂加长锚固锚杆锚索组合支护方案,主要参数为:锚杆间排距800 mm×900 mm,锚杆预紧扭矩不小于400 N·m;锚索间排距1 600 mm×1 800 mm,每排2根,锚索预紧力为200~250kN,并将设计支护方案进行了现场试验,取得了良好的支护效果。     

整合矿井采空区内掘进巷道围岩综合控制技术研究

 针对重组整合矿井总回风巷掘进通过采空区时巷道围岩稳定性差,巷道掘进、支护困难的现状。通过理论分析、方案设计、现场工业性试验,建立了采空区内掘进巷道围岩综合控制技术体系。根据掘进巷道开挖过程中遇到的三种不同情况提出了巷道掘进前高冒区充填注浆构成人工假顶及掘进时钻孔超前注浆提高围岩强度技术方法,提出了锚杆（索）网与料石墙工字钢砼背板棚联合支护的多层次综合支护技术方法,解决了采空区覆岩强度低、自承结构能力小的围岩控制技术难题。实践表明,采用综合控制技术有效保证了巷道围岩稳定,对类似条件下的井巷施工具有重要的借鉴意义。     

复合顶板动压巷道变形破坏机理与锚杆支护技术

薛虎沟煤矿为解决复合顶板巷道围岩控制和支护困难,通过理论分析、数值模拟并结合工程实践,对复合顶板巷道变形破坏机理及相应的锚杆支护技术进行了分析及应用。结果表明复合顶板动压巷道围岩变形破坏主要是锚杆支护的主动支护作用效果差,特别是复合顶板岩层节理裂隙发育程度高,会使巷道顶板的稳定性大幅降低;结合矿井实际地质条件,采用锚杆、锚索联合支护技术,提升了锚杆、锚索的预紧力,增强了联合支护的支护强度,提高了联合支护的主动支护效应,可有效控制复合顶板动压巷道围岩的变形破坏。     

桁架锚索支护技术在大断面巷道支护中应用

针对13031切巷大断面在采用原支护方式情况下出现巷道顶板下沉量和巷道两帮位移量增大,巷道变形较为严重等问题,结合复合桁架结构锚索支护技术原理,并采用FLAC3D进行数值模拟,确定采用桁架锚索的长度及桁架搭接长度等合理技术参数,按照参数对巷道支护方案进行优化设计并在现场实施,根据现场观测及实施效果表明,采用复合桁架锚索技术支护后,巷道顶板下沉量为87mm,巷道两帮位移量为46mm,巷道围岩变形量未超过规定要求,达到了控制巷道顶板的要求。