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。     

复合顶板软弱岩层外错式相邻区段巷道联合支护技术研究

为解决传统巷道布置条件下复合顶板软弱岩层沿空巷道存在顶板易变形、易失稳、易冒落，无法长久维持巷道围岩稳定性等一系列难题，本文基于错层位外错式巷道布置方式，利用相邻区段间巷道空间化结构关系，提出综放复合顶板错层位外错式相邻区段巷道联合支护技术，理论分析该支护技术的围岩控制作用机理，采用FLAC3D数值模拟软件对错层位外错式巷道布置条件下相邻区段巷道联合支护方案进行研究并与传统巷道布置下常规支护方案进行对比。模拟结果表明：采用“错层位外错式巷道布置+相邻区段间巷道联合支护技术”为核心的综合围岩控制措施，可加强易离层垮落顶板的支护强度，使围岩应力在联合支护的作用下趋于均衡，从而最大限度地发挥支护体系的支撑作用，达到巷道稳定的目的。     

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。     

特厚煤层错层位巷道布置的沿空掘巷技术研究

基于特厚煤层错层位巷道布置条件下沿空掘巷技术应用较少的现状,针对错层位沿空掘巷技术展开研究,特厚煤层不同层位布置回采巷道时常留设不同尺寸的三角煤体,采用理论计算的方法对三角煤体的稳定性进行分析,发现在回采14 m特厚煤层时,回采巷道布置在距底板7 m与10.5 m时下方三角煤体处于稳定状态。在此基础上,进一步研究了稳定三角煤体在巷道支护条件下对实体煤稳定性的影响,确定回采巷道布置在距底板10.5 m时,从应力分布与围岩稳定性考虑,可实现完全无煤柱沿空掘巷布置。结果表明:特厚煤层错层位巷道布置条件下沿空掘巷技术,有效改善了沿空掘巷支护与采掘接续问题。     

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.     

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。     

基于FLAC3D的 “三软”煤层错层位巷道布置开采数值模拟研究

论文基于错层位采煤法具有巷道布置层位和方式灵活、接续工作面巷道能巧妙的避开支承应力峰值的影响,并且还能提高煤炭回收率等优点,结合河南某矿"三软"煤层实际开采条件为背景,提出了采用错层位巷道布置采煤法开采"三软"煤层。与传统采煤法相比,错层位采煤法将首采工作面巷道布置在较为坚硬的顶板岩层中,改善了巷道围岩条件,通过FLAC3D数值模拟研究分析发现:在掘进和回采期间,错层位巷道围岩能承受较大支承应力,巷道围岩变形较小,巷道围岩和实体煤一侧支承应力影响范围较小,巷道掘进和维护较为容易;接续工作面巷道布置首采工作面采空区下方的应力降低区,巷道掘进较为容易。错层位采煤法开采"三软"煤层具有显著优势,对类似地质条件的"三软"煤层开采具有一定的指导和借鉴意义。     

错层位沿空巷道围岩结构及其卸让压原理

错层位沿空巷道特殊的围岩卸让压结构能够解决常规沿空掘巷在深部开采、坚硬顶板时存在巷道维护困难的问题。对比分析了留煤柱护巷和沿空留(掘)巷围岩结构特征,阐述了影响沿空巷道围岩稳定性的主控因素——侧向基本顶关键块的运移。通过力学分析和实验室实验,研究了错层位巷道侧向基本顶下方卸让压围岩结构体系卸让压的力学机理。研究表明:错层位布置使巷道远离侧向集中应力,实现了侧向支承压力向煤体深部转移的效果,避免了沿空巷道受深部高地应力的影响,实现了自动卸压的效果;矸石-三角煤柱结构通过松散矸石大变形缓冲顶板显著运动动载,通过高承载限侧矸石、高稳定性三角煤柱承担关键块静载;自由空间-碎胀矸石组合结构使坚硬顶板充分回转、降至低位态,实现结构性让压,避免顶板受侧向关键块剧烈运动的影响。     

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...     

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。     

基于松动圈现场测试的非对称变形巷道支护技术研究

针对山西省吉宁煤矿2103高应力综采沿空巷道帮部非对称变形、顶板下沉严重等矿压显现突出及围岩体破碎的问题,以巷道围岩松散破碎的超声波探测为依据,在原有支护形式的基础上进行了支护形式及参数优化。其中,临空侧采用高强蛇形让压锚杆配合锚索,实体煤侧采用玻璃钢锚杆,顶板采用锚网索配合JW型护表钢带的联合支护形式。巷道锚杆受力、围岩变形量及围岩裂隙发育的钻孔成像监测结果表明,不仅高应力综采沿空非对称变形得到有效控制,而且较原支护形式下的巷道围岩变形量其降低幅度达到50%,进一步验证了优化后的支护形式对高应力综采沿空巷道围岩的控制作用。研究结果可为相似地质条件及开采技术条件下高应力综采非对称变形巷道围岩的支护设计提供参考。     

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。     

同一铅垂面不同层位沿空掘巷矿压特征研究及应用

华丰煤矿采深超过1 km,煤层倾角32°。此矿采用传统留小煤柱进行沿空掘巷,巷道变形严重,影响安全生产;如采用沿空留巷的无煤柱开采技术,由于受千米埋深的高地应力影响,沿空留巷会产生大变形,并且围岩不稳定。为解决以上难题,提高煤炭回收率,采用错层位沿空掘巷方法。通过建立沿空掘巷基本顶的力学模型,分析推导巷道围岩冲击地压发生机理,据此采取煤层超前注水和危险区爆破卸压等防冲措施。     

迎采动面沿空掘巷围岩变形规律及控制技术

迎采动面沿空掘巷经历邻近工作面侧向基本顶断裂、转动及稳定的全过程动压影响后,巷道围岩将产生大变形、维护困难.采用理论分析、数值计算和现场试验研究迎采动面沿空掘巷围岩变形规律和控制技术,得到该类巷道受邻近工作面采动影响后围岩呈现非对称变形,窄煤柱和顶板变形剧烈,提出提高窄煤柱和顶板支护强度使围岩形成有效承载体是保持迎采动面沿空掘巷整体稳定的关键,据此提出了合理的围岩控制技术:1)合理确定窄煤柱宽度,使邻近工作面采动影响稳定后巷道处于应力降低区;2)高强度大延伸率锚杆控制围岩变形;3)加强窄煤柱、顶板支护,提高关键部位承载能力.棋盘井煤矿工程实践表明,该技术有效控制了该类巷道围岩变形量,取得了良好效果.     

木瓜矿近距离煤层采空区下巷道支护技术应用

针对木瓜煤矿近距离煤层采空区下巷道支护问题,本文以10-102工作面为工程背景,通过对巷道围岩应力测试和煤岩层可锚性分析,选定了巷道支护的相关参数,并通过借助FLAC3D软件对巷道开挖、支护后的巷道围岩应力、应变情况进行模拟,验证支护方式的合理性。对巷道掘进与工作面回采期间的巷道变形、锚杆锚索受力状况进行监测,结果表明,采用锚杆树脂加长锚固锚索网联合支护,可以满足近距离煤层采空区下巷道安全掘进和采煤工作面安全、高效回采的要求。     

深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定

针对深部煤层群沿空掘巷具体生产地质条件,采用理论分析、数值计算及现场试验相结合的方法,得出深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定方法,即从上区段采空区侧向支承应力分布规律和煤柱应力分布、巷道围岩应力分布、巷道围岩变形与煤柱宽度的关系及护巷煤柱宽度的理论计算5个方面综合考虑护巷煤柱的宽度,尤其充分考虑了下层煤回采对上层煤沿空掘巷护巷煤柱宽度大小留设的影响。现场试验结果表明：该方法确定的煤柱宽度科学、可靠,为深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定提供了科学依据,改善了深部巷道维护困难的局面和提高了煤炭资源采出率。     

大倾角煤层多重扰动煤巷围岩应力分布规律

基于山西大远煤业有限公司1202工作面运输平巷大倾角煤层赋存条件,采用理论分析和数值仿真的综合研究方法,研究巷道在采空区侧向支承压力与超前支承压力叠加作用下的应力分布规律,并基于应力分析结果,提出合理的区段煤柱宽度。研究显示：在叠加压力作用强烈影响下,巷道围岩应力呈非对称分布特征,帮部集中应力与煤层底板侧向支承压力峰值影响范围贯通;侧向支承压力成为导致工作面超前支承压力非对称分布的主要因素,两者产生强烈应力叠加效应,形成典型多重扰动叠加应力环境;从减小巷道围岩应力非对称程度出发,并考虑煤柱与顶板和底板岩层的滑移破坏,建议山西大远煤业有限公司大倾角煤层区段煤柱宽度取值范围为6-12 m。     

“两软一硬”厚煤层综采工作面超前扩巷施工技术研究与应用

某矿204综采面运输巷掘进期间,进入厚煤层时,由原来的沿顶掘进逐渐进入托顶煤施工,22204综采面回采期间,厚煤层区域由于巷道变形严重,不能满足采面安全生产的需要,同时也为了满足后期沿空留巷的需求,需要对22204运输巷进行扩巷、沿顶施工。在厚煤层中进行扩巷,由于之前托顶煤施工,顶煤最厚处达到3 m,若要沿顶施工,巷道中高将达到6 m左右,且扩巷后由于断面大,更容易导致巷道变形。针对厚煤层扩巷施工方面存在的问题,通过对综采工作面超前扩巷施工技术的研究,采用分层作业以及顶板打注浆锚杆、锚索,帮部打设锚索梁的方式,成功解决了厚煤层扩巷施工的难题。研究为地质条件类似的矿井在厚煤层综采工作面超前扩巷施工提供了参考。     

Mechanics analysis on the conditions of rock burst occurrence in the coal mass of roadway rib

According to the rock burst features occurred in the coal mass of roadway rib in one mine, the mechanics model of coal mass and roof structure system along the edge of goaf was founded to analyze the stress of roof rock layer, so the subside curve of roof rock layer was deduced. Furthermore, the stability of coal and rock system were analyzed, the critical load and critical resistance zone were used to judge the danger degree of rock burst occurrence. The influence of coal mass strength, brittleness degree, coal seam thickness, roof thickness, suspending length, equivalent shear module on the critical load, critical resistance zone was confirmed. So the rock burst occurrence conditions of coal mass in roadway rib mainly depend on mining depth, coal seam thickness and hard roof and floor, which are decided by the above studies, and successfully applied in prediction and prevention of rock burst in this mine. Supported by the Natural Science Fund of Liaoning Province(20042176)