侏罗纪大采高工作面邻空巷道围岩控制技术研究

来源 :中国煤炭学会开采专业委员会2016年学术年会 | 被引量 : 0次 | 上传用户:wyywzc21200
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针对大同煤田侏罗纪厚煤层特殊地质条件,大采高工作面邻空巷道在掘进准备期间和生产时存在顶板压力大、动压显现频繁、邻空巷道压力大难以维护的问题,现场运用电磁辐射等监测技术对工作面顶板煤岩层破坏情况进行了监测分析,为厚煤层大采高工作面邻空巷道的矿压控制提供了科学依据.
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该文主要对复杂条件下煤层的开采技术,工作面回采过陷落柱、过空巷、过小窑破坏区的技术方案、安全高效开采技术措施等进行研究探讨.
厚煤层坚硬顶板综放面周期来压具有很明显的"大小周期来压"现象,其中"大周期来压"给工作面安全生产带来很大的安全隐患.矿压组通常根据本次来压位置和来压步距,预测下次来压位置,预测的主观性性较大,且未对来压强度进行预测.本文通过分析顶板煤岩层结构,建立"倒台阶组合悬臂梁"结构模型,认为第一层悬臂梁破断失稳导致" 小周期来压",第二层悬臂梁破断失稳,会迫使第一层悬臂梁同时破断失稳,二者共同作用导致"大周
针对小纪汗矿综采工作面矿压显现异常问题,分析了不同工作面矿压显现特点及差异影响因素,采用实测分析法和数值模拟法研究了工作面合理支护强度.研究结果表明:采高、覆岩结构和初采顶板爆破弱化处理效果是造成2号煤层不同工作面矿压显现差异的关键因素,工作面支护强度不应小于1.44MPa.初采期间、直覆较坚硬顶板区域实施超前深孔预裂爆破,并基于矿压观测系统进行实时来压预警和支架状态分析,可有效降低顶板灾害事故发
为了解决千树塔煤矿11301工作面顶煤硬度大、工作面回采期间顶煤不能及时垮落和充分破碎的问题,采用理论分析和数值模拟的方法研究了深孔爆破后炮孔周围的裂隙扩展情况和裂隙圈范围.结果表明,在炮孔直径为94mm、药卷直径75mm的条件下,千树塔煤矿的顶煤经爆破后炮孔周围的裂隙圈范围约为1.5m,最终确定合理的炮孔间距为3m.以此为依据设计了11301工作面的顶煤深孔爆破方案,实践后工作面顶煤回收率得以明
针对塔山矿特厚煤层留设大煤柱开采过程中煤炭资源损失严重、巷道冲击矿压明显、巷道变形难以控制等技术难题,综合运用地袁沉降实测、实验室物理相似模拟及数值模拟等方法,取得了如下成果:掌握了特厚煤层大采高综放面采空区稳定前后端部结构特征,提出了三角滑移区及其运动模式,并将工作面端部分为滑移破裂区、拉压裂隙区和压剪裂隙区三个裂隙发育区;分析了采空区稳定前后侧向支承压力时空演化规律,当采厚为15m时,应力降低
长期以来,塔山煤矿区段间一直采用留设宽煤柱护巷,煤柱宽度38m-45m,工作面采高3.8m,放顶煤高度11.2m,回采期间两巷出现较严重的冲击矿压现象,影响安全生产,且煤炭损失严重.为此,试验研究沿空掘巷.运用数值模拟分析,得出综放沿空掘巷小煤柱合理宽度为6m.现场试验表明,巷道围岩变形得到了有效控制,满足了工作面正常生产要求.
针对大采高综放强采动影响下特厚煤顶大断面煤巷出现剧烈变形的控制难题,综合现场调研、数值模拟、井下试验及现场实测方法,详细研究了特厚煤层强采动巷道变形特征,提出顶板全锚索控制系统,分析了新支护系统的组成结构、控制原理、锚索预应力分布与演化机理、支护效果,得出:(1)特厚煤层强采动巷道大变形原因可概括为"三大一快"开采特征、强采动应力影响作用、顶煤与夹矸层物理力学性质差异大以及顶板支护强度不足,而其变
普通锚索由于其延伸率较低容易提前过度受载而破坏,造成巷道围岩破坏或垮冒.新型的让压锚索与围岩介质在强度、变形及刚度上的耦合性,使其不仅能提供与普通锚索同样的支护强度,还可以随围岩变形提供一定的变形量而适度让压,通过强化支护和适度让压,充分发挥锚网-围岩整体力学效应.让压装置的变形强度为锚索强度的屈服极限,因此当锚索承载力达到或接近其屈服极限时让压装置先屈服劲缩,产生一定的位移量,释放部分高应力,从
深部巷道围岩控制是巷道支护的热点和难点问题之一.针对深部巷道变形破坏特征,提出了由浅、深部注浆与锚杆(索)共同构成支护壳体的"双壳"支护理论.通过调研华北地区深部巷道支护现状,结合工程岩体分级标准,基于"双壳"支护理论,以围岩等级和巷道埋深为指标,编制了深部巷道"双壳"支护方案参照表,确定了"双壳"支护参数,为深部巷道各级围岩控制提供针对性方案.根据显德汪矿水泵房具体工程地质条件,确定了其围岩等级
针对高应力、软岩、动压、裂隙节理破碎岩体及其复合型困难条件巷道围岩非连续、非协调大变形控制难题,提出了复杂困难条件巷道高强全锚注一体化控制理念,通过采用高强中空注浆锚杆、中空注浆锚索及高强护表构件全锚注支护,实现了锚杆索锚注一体化、全长锚固及围岩自承能力提质增强,最终形成巷道围岩"协同强力护表、叠加内拱、深外拱"多层次、梯次强化支承结构;试验表明:高强全锚注支护系统刚度提高5.8倍,抗剪强度提高0