以斜沟煤矿预掘回撤通道双排垛式支架支护收尾回撤工程实况为背景,采用理论分析、现场十字布点法收集矿压数据、矿压在线监测系统地面计算机监测、数值软件曲线拟合等手段,深入分析特厚煤层(平均煤厚14.4 m)综放工作面收尾期间,老顶周期来压步距变化规律,以及回撤通道围岩变形、破坏变形规律,为预掘回撤通道巷道尺寸、支护设计及补强支护方案提供依据。现场工况试验表明新型垛式支架支护顶板效果显著,巷道围岩变形得到有效控制,预掘回撤通道收尾工艺有效,提高了收尾工效。

为了准确掌握首采工作面矿压显现规律,为后续的采区设计、巷道布置、设备选型、支护设计、顶板控制等提供依据,依次对1301首采工作面和相关顺槽进行了矿压观测,分析其矿压显现规律。研究表明,在第一来压周期与第二来压周期时,随着工作面向前推进,老顶基本可以同时发生断裂,但在第三来压周期之后老顶断裂的位置发生明显滞后,但来压步距基本保持一致。通过对各测区周期来压步距统计分析得知,整个工作面周期来压步距平均12.1 m。在矿压监测范围内,工作面液压支架能够较好地发挥支护作用,且在工作面来压过程中能够保证工作面安全,未出现大范围过载现象。

针对大采高松软煤层容易造成片帮和冒顶等灾害,以竹林山煤矿1405工作面为工程背景,采用现场实测对大采高松软煤层工作面矿压显现规律进行分析研究。结果表明,1405工作面综采液压支架实测工作阻力普遍小于额定工作阻力值,综采液压支架的支护能力未能充分发挥。基本顶初次来压步距为28.1 m,来压动载系数为1.8。基本顶周期来压平均步距为17.3 m,来压动载系数平均为1.62。基本顶初次来压,基本顶第2、3、4、7、10周期来压时动载系数较大,其余来压时动载系数适中。

为掌握5-101工作面回采期间的矿压显现规律,工作面回采期间,通过对液压支架的工作阻力监测分析以掌握基本顶的周期来压规律,通过对煤体应力进行监测得出超前支承压力的影响范围;进一步分析液压支架的初撑力及末阻力,以掌握支架的适应状态。根据分析结果可知:基本顶周期来压步距为12.4 m,超前应力显著影响区为工作面前0~30 m左右;根据支架适应性分析结果可知,ZF8000/17/30D支架工作时存在初撑力不足和工作阻力偏低的问题,提出调整放煤顺序为下行放煤、控制顶煤垮落的程度和范围,以此改善支架的受力状态,为后续回采工作面回采提供基础技术参数。

为提升综采工作面液压支架的回撤速度和效率,保障煤矿的生产效率和能力,以15202综采工作面为研究对象在对其地质条件分析的基础上,采用KJ-327液压支架压力监测系统对工作面的矿压显现规律进行实测,为后续支护提供数据支撑。采用临时和永久支护相结合的方式对15202回撤通道进行有效支护,保证液压支架能够高效、顺利回撤。

布尔台煤矿22403综采工作面回风巷超前液压支架选型为工程背景,分析22403综采工作面回风巷沿空侧岩层结构及综采工作面沿空回风巷超前支架与22403回风巷巷道围岩变形关系。以22403回风巷实际参数为基础,构建22403回风巷力学模型,采用基本顶位态方程,对沿空回风巷巷道变形量进行计算,通过理论计算的方法,计算出煤柱及正帮实体煤内的承载力,以巷道围岩变形对超前液压支架不发生挤架为原则,推导出上覆基本顶临界回转角度。确定沿空回风巷超前支护段支护的临界强度为1.7MPa,从而选择型号为ZQL2X24500/25/47D型超前液压支架。采用数值模拟方法以及现场实测方法,对回风巷位移进行观测,从而验证超前液压支架选型的合理性。

为进一步提高大倾角综采工作面生产的安全性,针对大倾角综采工作面提出开采难点和顶板控制技术,确定适用于32147综采工作面的采煤方法。在对工作面的矿压显现规律和液压支架运行状态分析的基础上,对保护煤柱宽度进行设计。通过数值模拟和理论计算的方式,综合确定得出最终保护煤柱的宽度值。

为研究槐树峁煤矿液压支架合理工作阻力及其适应性,采用理论分析的方法对ZY4800/11/24型液压支架支护强度进行验算,同时对一盘区1104工作面液压支架工作阻力进行现场实测,进而分析工作面支架适应性。研究结果表明:1104工作面实测初次来压步距为45~49 m,来压强度为35.1 MPa;周期来压步距为15.3~18.6 m,来压强度为33 MPa,对应支架载荷为3300 kN;工作面支架工作阻力呈中间大、两端小,工作面中部支架实测最大工作阻力3500 kN,理论计算支架合理工作阻力为4467 kN,支架工作状态较好。在4个阶段支架阻力均主要集中在中低阻力区,对应支架载荷为2900~3800 kN,这说明支架受力状态较为理想,支架选型合适,富余系数满足要求,现有支架能满足槐树峁煤矿一盘区后续工作面支护要求。