叠加采动影响下保留巷道围岩破坏机理及其控制技术

以布尔台煤矿上下煤层叠加采动影响下保留巷道严重变形破坏为工程背景,采用理论分析、现场监测、实验室试验、数值模拟和工业性试验等综合研究方法,从巷道围岩塑性区形成和发展的角度,对巷道围岩破坏特征、采动应力时空演化规律、保留巷道塑性区恶性扩展破坏机理、应力调控围岩控制技术方面进行系统研究。结果表明:上下煤层叠加采动后,保留巷道处于高应力比值带,主应力比值为1.84～2.22,最大主应力与竖直方向夹角为39.7°～41.9°,导致巷道围岩塑性区恶性扩展,顶板破坏深度7.5 m,底板破坏深度4.5 m,煤柱帮破坏深度3 m,煤壁帮破坏深度2.25 m。基于塑性区破坏机理提出应力调控技术,通过改变煤柱尺寸或上下工作面开采布局等手段调控围岩应力,减小围岩塑性破坏范围,并进行工业性试验,取得良好的应用效果。     

两次采动影响下小煤柱巷道切顶卸压围岩控制技术

为解决多次采动影响下留小煤柱巷道矿压显现剧烈、围岩变形量大的问题,提出了“切顶卸压+顶、帮锚索补强”联合控制技术。以贾家沟煤矿10115运输巷为工程背景,分析了切顶卸压位置、高度与巷道围岩垂直应力分布的关系,给出切顶卸压关键参数,并研究了留小煤柱巷道在切顶卸压后受两次采动影响下的矿压显现规律。结果表明：切顶卸压后,煤柱上的应力峰值随切顶深度的增加呈指数降低;10115运输巷在邻近工作面一次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出无变形、缓慢变形、快速变形和围岩稳定的变化规律,本工作面二次采动过程中巷道围岩变形依次呈现出明显变形和剧烈变形的规律;巷道围岩在受二次采动影响时变形更加剧烈,巷道变形量为一次采动时的3.0～7.5倍。     

大采高大断面回采巷道区段煤柱宽度的优化研究

针对王庄煤矿大采高工作面两巷掘进支护和回采期煤体破碎严重、围岩变形量大、巷道维护困难的情况,综合采用数值模拟和工程实践分析的方法,结合6110工作面地质条件,系统地分析了不同宽度区段煤柱下巷道围岩的应力演化及变形规律,得出了区段煤柱合理宽度为6 m。在此基础上提出了"高强度预应力锚杆配合金属菱形网和双筋梯子梁基本支护、小孔径预应力锚索补强支护、单体液压支柱配合金属铰接顶梁加强支护"的巷道围岩控制技术。实践表明,试验巷道断面完全可以满足回采期间的通风行人要求,巷道维护状况良好,经济社会效益显著。     

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。     

区段煤柱下回采巷道围岩变形特征与控制技术

为解决区段煤柱下回采巷道维护困难问题,采用理论分析和现场试验的方法,分析了区段煤柱下巷道围岩稳定性,包括工作面进煤柱、过煤柱、出煤柱覆岩结构失稳及其对回采巷道矿压影响分析,基于此,采用锚网索+单体综合支护技术控制区段煤柱下回采巷道围岩,现场监测了区段煤柱及周围采空区下巷道变形和离层情况.结果表明,区段煤柱下回采巷道变形...     

东荣二矿采动回采巷道围岩控制技术

以东荣二矿为工程背景,采用理论分析、实验室试验、现场工业试验相结合的方法,通过对采动回采巷道围岩控制技术的研究分析,归纳提出了适应于东荣矿区煤层地质及生产技术条件的采动回采巷道围岩控制技术,解决了东荣二矿在生产接续形势紧张的情况下,出现的采动回采巷道围岩控制技术难题,保证了东荣二矿的正常生产。     

迎采窄煤柱巷道围岩控制技术研究

通过数值分析,研究了迎采窄煤柱宽度内应力场和位移场的分布规律,探讨了邻近工作面回采对巷道围岩稳定性、围岩变形的影响,并最终确定了合理的窄煤柱宽度,同时研究得到了高强锚杆锚索加固巷道围岩,重点加固窄煤柱帮的围岩控制技术。现场应用表明,合理留设迎采窄煤柱并采用高强锚杆锚索联合支护迎采窄煤柱巷道,经历两次采动影响后,巷道围岩顶底板和两帮变形量均300 mm,有效控制了围岩的大变形,技术经济效果显著。     

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。     

采动影响下区段煤柱合理留设研究

区段煤柱合理留设是保证工作面顺利接续的关键。以王楼煤矿七采区为工程背景,通过理论分析和数值模拟,对单、双侧开挖采动影响下不同宽度区段煤柱稳定性进行对比研究。得出:侧向支承压力在2种采动影响下随煤柱宽度不同其变化趋势基本一致,但双侧采动时侧向支承压力更大;2种采动影响下,煤柱应力集中程度基本一致,且随煤柱宽度的增加而增加,单侧采动时煤柱正上方覆岩基本完整,双侧采动时煤柱宽度大于3.0m其正上方覆岩才趋于完整;综合考虑资源回收和巷道稳定性,确定3.0m小煤柱可以满足工作面正常开采要求。     

孤岛煤柱内采动作用下大巷围岩变形机理与控制技术

针对王庄煤矿孤岛煤柱内630运输大巷围岩变形量大、维护难度大的问题,着重分析了工作面动压、孤岛煤柱宽度、巷道支护技术等因素对围岩稳定性的影响,揭示了孤岛煤柱内支承应力呈“前期高强高速扩张、中期稳势缓慢增压、后期持续高强作用”的演化规律,阐明了该类巷道具有来压不均匀、采动帮塑性区向深部扩展诱发顶板失稳的特征.提出了壁后充填碹体增大围岩径向约束力、浅部注浆限制深部围岩位移、锚杆支护调动围岩自承能力的控制技术.现场观测结果表明,630运输大巷经历两侧采空影响后,最大表面位移约64 mm,控制效果良好.     

采区煤柱受采动影响应力及破坏规律数值模拟研究

本文以经坊煤矿11#煤层首采工作面为背景,采用数值模拟的方法,对采区煤柱受采动影响的应力及破坏规律进行了研究。研究表明:单侧工作面开采后煤柱内应力呈单峰状分布,煤柱右侧4m区域内为塑性破坏区,煤柱右侧基本不受开采影响。两侧工作面回采后煤柱内应力呈对称双峰状分布,峰值应力达到40MPa,煤柱两帮塑性变形深度大约6m。煤柱在工作面开挖过程中,帮部围岩变形可分为变形缓慢增加、变形急剧增加、变形减速、变形稳定四个过程。其中变形急剧增加为煤柱主要变形增加阶段,是煤柱片帮事故的多发阶段。     

重复采动影响下巷道围岩变形规律及其稳定控制技术

为解决米村煤矿-150m泵房受上覆两侧煤柱工作面重复采动影响而产生的支护困难问题,基于FLAC2D数值模拟和现场实测,分析巷道围岩变形规律,提出了锚索加厚增稳围岩控制技术,并进行了现场工业性试验。研究结果表明:在上覆两侧工作面重复采动影响下,底板巷道围岩应力场和位移场表现出明显的非对称性,顶底围岩移近量大于两帮,右帮大于左帮,且巷道两帮深部围岩位移对上覆两侧采空区整体位移场表现出一定的敏感性;采用锚索加厚增稳技术可以充分发挥深部围岩的承载能力,突出围岩-支护承载拱结构的"厚而稳"特性,能够有效控制重复采动影响下巷道的非对称变形。     

西沟煤业3513运输顺槽在采动影响下围岩控制技术研究

山西阳城阳泰集团西沟煤业3513工作面运输顺槽在工作面回采阶段发生围岩变形量较大的情况,影响了煤矿的安全生产以及行人设备的输送运行,为了了解巷道围岩变形量较大的原因,矿方根据现场实测得出围岩变形段较大的原因是在超前动压影响下原先支护方案不能够对围岩深部提供足够的支护强度,矿方根据现场经验以及巷道实际情况确定了锚杆+锚索+金属网的补强优化方案,随后矿方通过FLAC3D对巷道进行了数值模拟,模拟结果表明优化后支护效果显著,现场实测后也发现顶底板最大变形量为178mm,两帮最大变形量为149mm,与补强前相比分别降低了约55.1%以及50.8%,降幅明显,围岩变形得到了控制,从而确保了煤矿的安全生产以及设备、人员的运输。     

叠合采动下围岩破坏区非均匀扩展机理及巷道稳定控制

为揭示叠合采动影响下围岩的变形破坏特征,以羊场湾矿160206工作面为工程背景,通过现场监测、理论分析计算、数值模拟和现场工程试验的综合研究方法,研究叠合采动应力场下回风巷围岩的应力场演化规律和塑性区形态分布特征,揭示煤层巷道在叠合采动影响下的非均匀扩展机理。结果表明：上下区段的叠加采动影响导致160206工作面前方回风巷处于高偏应力环境,这是造成回风巷发生非对称破坏的主控因素;叠合采动巷道在高偏应力作用下塑性区呈蝶形形态,且蝶叶向采空区一侧偏转,围岩塑性区形态呈煤壁帮顶板及煤柱帮底板破坏范围大的非均匀扩展特征。据此,提出采用非对称长短锚杆索协调加强支护、超前单元支架及钻孔卸压的联合支护技术,在叠合采动影响区域进行工业性试验,取得良好的效果。     

多次采动影响下高应力煤巷围岩控制技术

针对多次采动影响下高应力煤巷围岩变形大的难题,以中兴煤矿1209材料巷为研究对象,综合采用现场调研、数值模拟和现场试验等方法,分析了多次采动条件下巷道围岩异常矿压显现特征,模拟研究了多次采动条件下巷道围岩应力变化特征,在此基础上提出了以顶帮双强力锚索桁架系统为核心的组合支护结构,并在现场进行了工业性试验,现场矿压监测结...     

煤柱支承压力影响下巷道围岩控制技术

上位煤层回采后留下的残余煤柱会在下位煤层造成应力集中带。在布置巷道时候,传统的做法的避开并保持一定水平距离。然而有些巷道不可避免的布置在煤柱下方,这就给巷道围岩控制带来了难题。为此,以山西龙门塔煤矿为工程背景,采用Flac3D分析了煤柱引起的区域应力场和位移场分布特征,具体研究了煤柱正下方9205运输巷的围岩控制思路和技术。为类似条件下巷道围岩控制提供了借鉴依据。     

大采高小煤柱沿空掘巷切顶卸压围岩控制技术

针对留大煤柱采出率低和留小煤柱护巷矿压显现剧烈存在的矛盾,采用矿压理论分析、FLAC^3D数值模拟和巷道变形现场实测,对潞安集团阜生煤矿6 m大采高留小煤柱切顶卸压沿空掘巷机理与围岩控制进行了研究,得到:(1)切顶卸压可人为控制基本顶的断顶位置,实现压力主动调控,切顶后,改变了基本顶原有应力传递路径,压力有效转移至采空区,减轻了采空区侧向实体围岩应力,沿空掘巷围岩应力更加均匀缓和;(2)切顶后顶板断裂结构发生变化,由初次来压前基本顶四边固支变为三边固支,由初次来压后基本顶三边固支变为两边固支,垮落步距相应降低,顶板更易于垮落,切顶工作面的矿压显现也相应得到缓和;(3)切顶角度、切顶深度、切顶孔间距、切顶孔布置方式是实现精准切顶卸压的关键,16 m切缝深度恰能切断石灰岩基本顶,可有效缩短基本顶侧向悬臂长度,同时充分发挥采空区垮落矸石的碎胀支撑作用;(4) 3种情况下的数值模拟显示,传统留25 m煤柱尺寸过大,造成大量资源浪费,且峰值压力较大,为18.2 MPa;仅留8 m小煤柱但不切顶时小煤柱所承受支承压力最大,峰值可达19.3 MPa,可能导致掘巷失败;切顶8 m小...     

大采高切顶卸压留小煤柱护巷围岩控制技术研究

为了解决大采高工作面沿空掘巷小煤柱载荷过大导致护巷困难的问题,通过对某矿101工作面采空区侧向悬顶断裂结构分析以及建立小煤柱载荷计算模型,提出采用爆破切顶预裂技术,以此降低基本顶的应力传递,达到主动调控压力,降低煤柱上方的载荷。在理论计算煤柱宽度的基础上,通过数值模拟分析不同切顶高度的影响效应,得出沿空掘巷小煤柱合理宽度留设8 m,切顶深度20 m,小煤柱所处位置支承压力最小。对切顶效果监测表明,随着爆破切顶的进行,顶板周期来压稳定且时间较短,说明切顶卸压技术使得顶板的结构联系发生了明显的变化,合理的切顶参数使得顶板更易垮落,对小煤柱巷道围岩的控制起到了有效的控制作用。小煤柱围岩监测表明：随着101回风巷切顶进行,102运输巷围岩在101工作面后方150 m外基本稳定,顶底板移近量最高稳定在104.7 mm,两帮移近量稳定在83.9 mm。     

孤岛综放面区段煤柱优化及围岩控制技术

煤柱合理宽度直接影响孤岛综放面沿空巷道围岩控制效果。针对8105孤岛综放面地质条件,提出采用锚梁网索联合支护技术控制围岩变形。基于8105轨道运输巷支护方案,采用非线性数值计算方法对不同宽度煤柱条件下围岩控制效果进行了优化分析,确定了合理煤柱宽度为6.5 m。实施效果表明了留设煤柱宽度合理,支护方案能有效控制巷道围岩变形,取得了满意的技术经济效果。     

采动影响下大断面大埋深复合顶板煤巷围岩控制技术研究与应用

国投新集刘庄煤矿东三回风二大巷为全煤巷道,沿13-1煤顶板掘进,巷道埋藏深,且为复合顶板,受动压影响。基于东三回风二大巷工程背景,建立了数值计算模型,分析了巷道围岩变形破坏机理,确定采用锚索对巷道顶板与两帮围岩进行加强支护。支护效果表明:锚索加强支护有效提高了支护结构的整体性和承载力,控制了围岩的变形,抵挡住了采动影响,保证了东三回风二大巷的长期稳定和正常使用。