沿空留巷“卸压+柔模支护”控制技术的应用

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沿空留巷的“卸压+柔模支护”技术可以对围岩进行双重主动控制,对硬~坚硬岩类顶板十分有效.大阳煤矿3306工作面运输顺槽基本顶以石英为主,在实践中发现,该技术有效地缩短了卸压后巷道所受到的扰动周期,降低了围岩应力,使顶底板及两帮的位移量得到有效控制:顶板最大变形量≤0.51 m,底板位移量≤0.62 m,煤帮位移量≤0.35m.
其他文献
在云冈矿12#与12-2#近距离煤层的工程背景下,针对采空区下8403工作面的5403巷的布置与支护方式进行了研究,提出了5403巷分类联合控制技术,层间距大于7m时采用“锚网索+钢带”支护,层间距小于7m时采用“锚网索+钢带+架棚”联合支护方式.经现场监测,5403巷支护效果良好,为类似条件下的安全施工提供了借鉴.
为解决“三软煤层”沿空留巷期间的支护难题,以科兴能源15113运输顺槽为工程背景,通过数值计算、数值模拟、工程实践等手段,分析计算切顶留巷所需的支护阻力,研究最佳的“弱化孔”布置参数.结果 表明:15113运输顺槽切顶所需支护阻力为1519 kN/m,切顶弱化钻孔深度为6.0 m,钻孔向采空区偏斜的最佳角度为10°,留巷期间顶底板最大移近量为324 mm,设计的方案取得了良好的留巷切顶效果.
东瑞煤矿在采用深孔聚能爆破卸压时,由于卸压深度不够,出现了沿空巷道变形严重的情况.为此,采用了密集钻孔技术进行切顶卸压,对参数进行了选择.实践结果表明,在采用密集钻孔切顶卸压后,巷道顶底板移近量40~120 mm之间,两帮收敛量在80~150 mm之间,沿空巷道的变形得到了明显控制.
针对同忻矿三盘区无煤柱工作面山2#层8201存在过空巷的问题,将末煤和粉煤灰进行合理配比再造煤体,确保工作面能够安全回采.经实践再造煤体的抗压强度与煤体相当,能够保证工作面安全快速通过空巷,消除了过空巷期间顶板冒落、有害气体积聚等隐患,可以为其他类似条件下工作面过空巷提供借鉴经验.
基于综放工作面在末采时预留顶煤厚度大、应力集中,采用传统锚杆(索)耦合支护效果差、支护体韧性低,支护失效严重,威胁工作面后期安全高效回撤问题,长春兴煤矿提出了末采期间使用高强度柔性纤维网支护,可缩短末采时间4.5 d,节约支护成本费用达20余万元,有效提高了回撤通道顶板稳定性,取得了显著应用成效.
为防止回采初期坚硬顶板诱发的动力灾害,以米山煤矿15112综采面顶板赋存K2石灰岩坚硬顶板为工程背景,提出采用坚硬顶板水力致裂技术控制顶板岩层,介绍了坚硬顶板水力致裂技术基本原理,设计坚硬顶板水力致裂技术与参数.现场应用后,定向钻孔水力致裂效果明显,工作面来压步距和强度明显降低,表明了坚硬顶板下综采面回采初期水力致裂控制技术的优越性和合理性.
以塔山煤矿8301工作面为研究案例,基于该巷道特殊地质条件下巷道围岩特征,采用FLAC3D数值模拟软件揭示了围岩受力状态及变形破坏规律,针对性制定了断层破碎带超前预注浆加固、“三高”支护强化、不对称补强加固的综合支护方案.矿压观测数据表明:8301工作面围岩变形量较小,巷道围岩稳定,支护方案可靠有效.
四明山煤矿9111运输顺槽掘进过程中围岩破碎严重,采用软件COMSOL进行数值模拟研究,模拟结果显示顶板承受最大应力为1×108 Pa,超过支护措施承受的极限应力.通过制定优化措施,竖向锚杆数量增加两根,增加锚网喷浆作业,增加工字钢支护措施.结果 表明:优化后的支护措施顶板深部最大位移量74 mm,浅部最大位移量30 mm,满足该区域支护强度要求.
白洞矿8111工作面在回采过程中,受工作面断层以及集中应力等影响,位于回风顺槽超前工作面20 m范围内煤体出现严重片帮现象,分别从围岩稳定性、集中应力、支护技术等方面分析了煤体片帮机理,提出了“注浆+水力膨胀锚杆”联合支护技术,有效控制了煤体片帮,取得了较好成效.
以塔山煤矿8305综采工作面为例,提出了切顸卸压沿空留巷技术.从超前预裂切缝、巷道补强支护、采空帮挡矸支护和滞后临时支护四个方面制定了采空区帮控制技术方案,并进行了工业性试验.巷道观测结果表明,切顶卸压沿空留巷采空帮变形量控制在265 mm以内,有效控制巷道围岩变形量,满足安全生产要求.