非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱变形机理

为了掌握非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱变形机理,采用矿用钻孔窥视仪对非充分稳定覆岩下综放沿空掘巷窄煤柱进行了钻孔摄像观测,提出了"基本测量尺度-破碎等级逐级评判"钻孔裂隙统计方法,研究分析了裂隙分布规律。研究表明:1)非充分稳定覆岩条件下综放沿空掘巷窄煤柱裂隙多以径向裂隙及离层形式存在,异常破碎带主要出现在煤柱两端,煤柱中部多存在间隔分布的径向裂隙,微小裂隙几乎全部存在于煤柱中部。2)按照破碎程度的不同,窄煤柱可分为3个区域,即近巷破碎区A、中部稳定区B和沿空破碎区C。B区更靠近C区,整体区域分布表现出几何上的不对称性。3)控制该类煤柱变形的基本思路是控制基本顶断裂后关键块的回转和滑移,提出了"控回转、重锚固、强限制"内外联合控制方法。     

窄煤柱沿空掘巷锚梁网支护实践

通过上区段采空区上覆岩层结构对侧向煤体的极限平衡区和滞后时间的分析,确定沿空掘巷的煤柱宽度和最佳开挖时间,工程实践证明沿空巷道在掘巷和回采过程中围岩变形明显不同,固帮护顶能有效控制沿空巷道围岩稳定。     

考虑采空区矸石压缩效应的沿空掘巷时机确定方法

合理沿空掘巷时机可有效缓解采掘接续压力、减小巷道变形。采用理论分析方法,建立考虑矸石压缩效应的沿空掘巷覆岩结构力学模型,分析"煤壁(柱)-矸石"承载体系对覆岩稳定的协同控制效应。关键块触矸后下位岩层反向力矩无法协调其稳定时,关键块持续回转下沉产生对矸石的压缩,矸石承载力、下位岩层支撑力和岩块间水平推力随矸石压缩量增加近似呈负指数关系递增,共同协调关键块稳定,据此提出掘巷时机计算方法。在基本顶断裂线内掘巷会对覆岩结构稳定产生扰动,掘巷产生的关键块附加力矩将由矸石持续压缩恢复的应力协调承担,掘巷扰动时间、顶板下沉量与煤柱宽度负相关,适当增加煤柱宽度有利于缩短掘巷扰动时间,减小顶板下沉。研究成果对确定沿空掘巷时机和设计煤柱宽度具有借鉴意义。     

不稳定残余支承压力影响下沿空巷道围岩变形规律

由于采掘接替紧张,有的煤矿在上区段回采完毕后不待采空区顶板活动稳定即采取留小煤柱沿空掘巷。在不稳定残余支承压力影响下,巷道掘进期间即出现大变形,给巷道支护带来很大困难。对鲍店煤矿103下03工作面轨道顺槽不稳定残余支承压力影响下沿空掘巷的巷道表面位移、顶板离层和围岩深部位移的监测结果进行了分析,结果表明窄煤柱的变形没有导致悬臂梁的回转失稳,仍起到支撑悬臂梁的作用;窄煤柱塑性变形较大,导致回转岩块支撑点向实体煤壁移动,从而致使巷道实体帮变形加大;巷道上部老顶的稳定情况对巷道变形影响较大。     

小煤柱沿空掘巷围岩控制技术试验研究

针对软岩地层4600工作面下顺槽留小煤柱沿空掘巷出现锚杆拉断、底鼓、U形钢支架扭曲变形等破坏,采用钻孔窥视仪观测围岩内部裂隙发育情况及对巷道站点进行矿压观测。建立了小煤柱沿空掘巷覆岩破断结构模型,探讨了小煤柱沿空掘巷巷道变形特征及围岩控制技术。     

基于基本顶关键岩块B断裂线位置的窄煤柱合理宽度的确定

为掌握基本顶断裂结构对窄煤柱稳定性的影响规律,建立沿空掘巷围岩结构力学模型,提出了沿空巷道上覆基本顶3种断裂结构形式,对基本顶断裂结构与窄煤柱稳定性的相关性进行了分析。研究表明,基本顶断裂线位于不同位置时,巷道围岩应力、煤柱应力及应变差异较大。当基本顶断裂线位于巷道正上方时,靠近采空区侧围岩变形量较靠近实体煤壁侧的大,巷道顶板应力降低快导致围岩破碎可锚性差,煤柱应力和变形增速最快,围岩稳定后作用在煤柱上的载荷最大,煤柱持续变形速度也最大,导致巷道后期维护困难。当基本顶断裂线位于沿空巷道外侧时,煤柱变形在合理范围内,同时具有较强的支承能力,对巷道维护有利。研究成果在燕家河煤矿8105综放面成功应用,并取得了满意的技术经济效益。     

综放工作面沿空掘巷顶煤挤压破裂机理与控制技术

基于沿不稳定覆岩下掘进的综放沿空巷道顶板煤体出现的沿水平方向挤压破裂问题,以王家岭矿103工作面具体条件为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟和工业性试验相结合的综合研究方法,分析综放沿空巷道顶板煤体挤压破裂力学演化机理及相应的控制技术。研究结果表明:①受不稳定覆岩破断回转运动影响,顶板煤体沿水平方向发生明显挤压运动,造成顶板浅部煤体挤压、错动和破碎;②关键块回转运动行为将对沿空巷道围岩产生不稳定的支承压力σ_j,同时还将对顶板煤体产生偏斜挤压力σ_d,两者共同作用是沿空巷道顶板煤体沿水平方向发生挤压变形和破裂的根本原因;③数值分析表明,靠煤柱侧水平位移量约为240 mm,靠实体煤侧顶板变形量约为40 mm,两侧顶板位移量的显著差异必将导致相邻岩层间的错动滑移并出现挤压破裂,0水平位移点由顶板中心位置向实体煤侧明显偏移。④不稳定覆岩下沿空掘巷顶板控制,既要对靠煤柱侧顶板进行加强支护,同时还要提高支护结构对顶板煤岩体水平运动的适应性,据此提出了"高强锚杆支护+锚索槽钢组合结构"的顶板支护方案,并进行现场应用。现场工程实践表明,该技术可有效控制综放沿空巷道顶板煤体挤压破裂问题,为类似地质生产条件下综放沿空巷道围岩控制提供理论依据和技术支撑。     

坚硬顶板沿空留巷覆岩结构分析与围岩控制技术研究

为探求坚硬顶板沿空留巷合理的围岩控制技术,通过建立基本顶断裂前的力学模型对上覆岩层的结构进行分析,得出坚硬顶板沿空留巷基本顶破断后上覆岩层的结构特征,并通过分析工作面地质资料与覆岩结构特征得出了1198工作面运料巷合理的支护方案。在沿空留巷运用得出的支护方案后,根据矿压监测数据表明:留巷后巷旁充填体和巷道围岩结构稳定,满足下区段工作面的使用要求。     

小煤柱沿空掘巷围岩变形控制机理研究

针对沿空掘巷围岩的力学环境和支护特点,在分析巷道上覆岩层结构和巷道围岩结构稳定性的基础上,建立影响巷道围岩稳定性的各因素间相互关系的沿空掘巷围岩结构力学模型,通过对方程求解和规律分析,揭示了综放沿空掘巷围岩变形控制机理.研究结果表明,在小煤柱两侧分阶段注浆加固,形成由小煤柱、顶煤、顶板构成的超静定悬臂梁结构,可以促使顶板断裂线的位置从实体煤侧向邻近工作面的采空区侧移动,减小煤柱载荷,从而达到减小巷道变形、增强巷道围岩稳定性的目的;加固后的煤柱强度为原来的4倍时最佳.加固参数应用于实践,工业性试验效果显著,巷道围岩变形得到明显控制.     

大断面综放沿空巷道基本顶破断结构与围岩稳定性分析

综放沿空巷道围岩稳定性与上覆基本顶破断运动及其形成的结构密切相关。以王家岭矿为工程背景,建立综放沿空巷道覆岩结构力学模型,推导基本顶破断位置表达式并确定沿空巷道上覆岩层破断结构形式;采用UDEC数值软件分析不同破断结构形式下综放沿空巷道围岩塑性区、应力和位移演化规律。研究表明:1)侧向基本顶的破断位置与基本顶厚度和力学性质、地基系数、破断块体间的相互作用力等因素有关,结合试验工作面地质生产条件确定基本顶于距煤壁约6.2m处破断。2)随着煤柱宽度由大到小,煤柱承载性能及对顶板支撑作用降低;加之巷道与基本顶破断线间距逐渐减小,巷道受基本顶回转运动影响愈发剧烈,致使沿空巷道顶板中心线两侧应力不均匀分布,进而诱发顶板和两帮不对称变形破坏现象,而且煤柱宽度越小,不对称矿压显现越强烈。3)窄煤柱沿空巷道围岩控制的关键在于对煤柱侧顶板和煤柱帮等变形破坏起始部位进行有效支护,限制变形破坏扩展。工程实践表明,35 d后巷道变形趋于稳定,顶板下沉量47 mm,煤柱帮变形量35 mm,实体煤帮变形量19 mm,巷道控制效果明显。     

深井孤岛工作面沿空掘巷煤柱宽度的确定

 通过研究顶板岩层在煤体上方倾向断裂的主要影响因素,分析了深井工作面沿空掘巷围岩的控制机理与技术对策,针对顾桥矿1116(1)综采面,结合现场工程地质条件,采用离散元软件UDEC对该工作面运输顺槽留设不同宽度煤柱进行数值模拟,得出最终的合理煤柱宽度,对今后类似条件下沿空掘巷的煤柱留设具有一定的推广意义。     

急倾斜煤层开采与开拓巷硐群扰动效应数值模拟分析

针对王家山煤矿急倾斜煤层开采与开拓巷硐群工程越界对地方煤矿安全开采问题,建立了急倾斜煤层开采与开拓巷硐群数值计算模型,分析了覆岩移动变形与应力演化规律。研究结果表明：急倾斜煤层开采,采空区上方煤层先破坏、垮落,顶板沿层理面法向发生弯曲、离层,采空区上部煤体先垮落,呈拱形结构,抑制了上覆煤岩体向采空区的垮落和移动;工作面采高5.2m,顶板发生垮落,底板也会发生滑移,顶板一侧的沉陷大于底板一侧的,在底板一侧出现断崖式现象,但垮落带发育高度小于工作面距井田边界的距离;巷硐群最大位移均发生在泥岩、煤层等软弱岩层以及断层破碎带区域,其扰动效应增加;在软弱岩层时巷道最大影响圈边界增加,影响边界贯通,但最大裂隙带高度为11.5m,裂隙带上脚未发育至井田边界标高。因此,工作面开采与开拓巷硐群对地方煤矿开采没有影响。     

浅埋沿空留巷切缝顶板断裂条件及移动规律研究

根据浅埋煤层顶板断裂后岩块间水平挤压力较小难以形成砌体梁的特点,分析了切顶卸压沿空成巷下的巷道顶板断裂结构,建立了下位切缝上位弯曲裂缝的双边悬臂梁的断裂力学模型,推导了沿空巷道侧向基本顶沿切缝结构面裂缝扩展断裂时的切顶工作阻力;建立了侧向基本顶两种不同顶板断裂位态下围岩结构数值模型,得出了两种断裂位态下的结构移动变形规律。当切顶阻力Q?ql时,巷道顶板沿煤壁内一定深度内断裂,空区侧弧形三角板直接顶的倒台阶悬臂结构可向沿空巷道围岩传递较大破断动载和覆岩移动压力;而当切顶阻力Q≥ql并与切缝联合切顶同时作用时,则可使得垮落带内直接顶和低位基本顶沿切缝结构面断裂滑落失稳,实现顶板断裂位态主动控制,减小弧形三角板侧向悬臂传递覆岩荷载的结构长度,优化顶板承载结构和围岩应力,降低巷旁支护体承受的附加荷载。同时切落后碎胀的矸石及时充填空区将上覆岩触矸点前移,减缓了上覆岩下沉和旋转变形作用力。哈拉沟矿浅埋薄基岩大断面复合顶板切顶成巷试验结果表明:沿空巷道超前切缝可减小侧向顶板区域支架工作阻力和直接顶垮落步距,降低岩板破断引起的冲击动载,实际切顶阻力与理论计算分析结果较为吻合。     

基于漏失量测定的采空区覆岩裂隙带高度探测技术

煤矿井下采空区的形成导致采场周围岩体的应力重新分布，覆岩在垂向上形成冒落带、裂隙带和弯曲下沉带3个不同变形特征的分带，裂隙带高度是瓦斯抽采、矿井防治水等工作的重要参数。分析了煤矿井下采空区覆岩破坏理论和裂隙带高度确定方法研究现状，研究了基于井下钻孔岩层漏失量测定的采空区覆岩裂隙带高度探测技术与方法，研制了水压膨胀式封隔器和双通道式测试管柱等测试设备，水压膨胀式封隔器膨胀系数大，与钻孔壁贴合紧密，实现钻孔分段严密封堵，且体积小、耐磨；双通道式测试管柱，一路用于膨胀孔内封隔器，另一路用于注水测定岩层漏失量，解决了以往采用橡胶软管耐压差、易损坏、软管与钻杆缠绕导致输送困难等问题。黄陵某矿现场应用表明，采用水压膨胀式封隔器和双通道式测试管柱等测试设备、基于漏失量测定的煤矿采空区覆岩裂隙带高度探测技术，可方便、快速、准确地测定采空区覆岩裂隙带高度，为矿井高位孔瓦斯抽采及顶板防治水提供技术依据。     

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...     

开采深度对沿空掘巷围岩变形规律的影响

为研究开采深度对沿空掘巷围岩变形规律的影响,运用FLAC3D数值计算,建立了沿空掘巷数值计算模型,从巷道围岩应力分布、巷道围岩塑性区分布和巷道围岩表面位移分布3个方面分析了不同开采深度下沿空掘巷围岩变形规律,并成功指导了工程实践。     

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。     

大柳塔煤矿多煤层开采覆岩变形破坏模拟研究

针对大柳塔煤矿远距离多煤层开采冒裂带发育及采动影响问题,通过相似模拟和数值模拟计算,系统研究了2个主采煤层开采过程中覆岩垮落、裂隙发育及地表沉陷规律。研究结果表明：浅部2-2煤覆岩主关键层破断后,顶板基岩会发生直达地表的整体切落现象,5-2煤一次采全高长壁开采冒裂带连通上部采空区,形成工作面涌水的导水通道;重复采动岩层与地表移动和变形值增大,非连续性破坏增加;采空区上覆岩体依据主应力分布可划分为双向拉应力区、拉压应力区和压应力区3个区,主应力状态对采动裂隙的形成、发育起着控制作用;采动影响与工作面几何参数密切相关,地表沉陷随着工作面斜长或采厚的降低而减小。研究成果对大柳塔及类似条件下的煤矿安全开采与设计有指导意义。     

高应力三软煤层综放大断面沿空掘巷支护技术

通过分析综放沿空巷道的上覆岩层结构特征,指出其支护难的原因在于超前支承压力与侧向支承压力的叠加,论述了综放沿空巷道锚杆支护作用机理,并运用系统观点提出了一“支”一“卸”的围岩控制技术。现场应用实践表明:加固与卸压是高应力三软煤层综放沿空巷道围岩控制的科学有效方法,具有显著的技术经济效益     

南阳坡煤矿8800综放工作面临空小煤柱尺寸研究

针对南阳坡煤矿8800综放工作面沿空掘进巷道临空小煤柱合理尺寸进行了深入、系统研究。基于关键层理论，构建临空煤柱顶板关键岩块铰接结构力学模型，数学推导煤柱承载应力，结合Bieniawski提出的煤柱强度线性计算方法，确定沿空掘巷临空小煤柱宽度为7m。采用相似实验模拟沿空掘巷临空7m小煤柱围岩的稳定性，并开展巷道表面位移现场观测试验，结果均较为理想，验证了8800综放工作面沿空掘巷留设7m临空小煤柱的可行性。为类似开采条件沿空掘巷临空小煤柱尺寸确定提供了参考和借鉴。