深部煤巷切顶复用矿压显现规律及防控对策研究

为改善沿空留巷顶底板变形量大的问题,以丁集矿1462(1)轨道顺槽为研究对象,综合数值模拟和现场实测的方法,对巷道围岩变形规律进行分析.结果表明,随着超前工作面距离的增加,巷道围岩垂直位移出现不同程度的减小,超前工作面60~120 m 时,巷道围岩变形量在20 cm 以内;超前工作120 m.提出侧向切顶卸压结合分段支护的方案治理巷道变形,数值模拟结果表明,该方案可使得巷道垂直向位移下降62.5％,验证了该方案的理论可行性,经现场应用后效果良好,顶底板间距增高率达44％,可为同类型巷道支护提供理论参考.     

不同顶底板强度下深部沿空留巷围岩变形特征

以淮南顾桥煤矿1115(1)工作面地质条件为背景,利用FLAC5.02D数值模拟软件研究了顶底板强度对深部沿空留巷围岩变形特征的影响。结果表明:当巷道断面大小、形状及支护方式、强度确定时,沿空留巷围岩变形量均随着采深的增大而增大,但是不同顶底板强度下围岩变形量增大幅度不同,软弱岩层的变形量受采深影响更为敏感。随着采深的增大,软顶巷道顶板下沉量大于硬顶巷道,软底巷道底鼓量远大于硬底巷道,硬顶巷道墙体移近量大于软顶巷道,煤帮移近量受顶底板强度影响较小。并通过对两个深部矿井沿空留巷围岩变形进行现场实测,从而验证了该结论的正确性。     

沿空留巷巷道围岩变形量的影响因素分析

首先采用灰色关联度理论分析了采深、采高、充填体宽度、工作面长度、煤层倾角、巷道断面大小等因素对顶底板移近量、两帮移近量的影响程度。然后采用正交数值模拟方法对沿空留巷围岩变形量的因素进行了分析。研究结果表明:工作面埋深和巷道断面面积对沿空留巷的围岩变形量具有较大的影响,而采高、煤层倾角及工作面长度对沿空留巷巷道变形量影响相对较小。     

大埋深综采煤层沿空留巷变形联合控制技术

为了解决大埋深综采煤层沿空留巷围岩变形问题，以梧桐庄煤矿182605工作面为工程背景，通过现场调研、理论分析与方案设计，提出了“巷道超前补强加固支护+切顶卸压爆破技术+高水材料沿空留巷巷旁支护”联合控制技术体系，并结合现场实测数据验证了该方案的可行性。工程实践表明：联合控制支护体系实施后，对巷道围岩的变形起到了有效控制作用，截止距离工作面开切眼293 m时，两帮移近量和顶底板移近量呈现先上升后逐渐减小，最终趋于平稳；受损单体液压点柱仅占比4.1%；该技术已成功实施沿空留巷640 m，巷道变形控制在允许变形范围内，整体留巷效果较好。     

密实充填面双沿空留巷矿压及围岩变形规律研究

为探明双沿空留巷密实充填工作面的巷道及覆岩运动及应力的演化规律,对充填体工作面超前支承应力显现及沿空留巷围岩变形进行了现场实测和数据分析。研究表明:相较于垮落法,充填工作面超前支承应力影响范围明显减小,矿山压力显现较弱;充填体内部应力变化分为初始应力区、应力增高区和应力平稳区,与采空区顶板运动的小变形区、剧烈变形区、变形稳定区相对应;沿空留巷围岩变形较显著,前期顶底板变形量大于两帮变形,应加强顶板支护,后期围岩稳定后的移近速度仍大于2.4mm/d,仍需定期维护。     

基于位移反分析法的沿空留巷巷道矿压分布规律

以川煤集团叙永一矿沿空留巷为工程背景，采用位移反分析法校准了室内煤岩物理力学参数测试结果，并采用数值模拟方法分析了沿空留巷巷道矿压分布规律。现场观测结果显示：工作面回采期间，巷道顶底板最大相对移近量743 mm，巷道顶底板移近方式以顶板下沉为主，平均顶板下沉量为底鼓量的3.6倍，数值模拟结果为3.5倍。参数校准结果表明：弹性模量、黏聚力的折减对顶底板的移近量有显著影响；计算时步相同时，顶底板移近量随弹性模量、黏聚力的减小而增大，当弹性模量降低为20%时，巷道顶底板移近量最大值增加800 mm。数值模拟分析结果表明：采煤工作面后方沿空留巷高帮支承压力显著升高，支承压力分布呈两侧低，中间高的“凸”起状，且随着工作面不断推进，支承压力峰值不断增大；工作面平均超前支承压力影响范围为77 m。     

超长工作面深孔预裂卸压沿空留巷技术研究

针对超长工作面沿空巷道围岩易松软、破碎,巷道支护困难等问题,以陈四楼煤矿2803工作面安全高效开采为工程背景,应用深孔预裂卸压沿空留巷技术改善围岩控制效果。通过理论计算,确定进风巷深孔预裂卸压的最佳高度为17m,同时对进风巷沿空留巷进行加强支护,工程实践及应用效果实测分析表明:(1)工作面前方3条巷道的变形趋势均为随着与工作面距离的减小而增大,其中进风巷的变形量最大,回风巷次之,中间巷变形量最小,两帮最大移近量为198mm,顶底板最大移近量为120mm;(2)进风巷沿空留巷段:工作面后方15m范围内巷道变形速度最快,15m～70m范围内巷道变形速度减慢但变形量仍持续增长,70m以后渐趋稳定,巷道两帮最大移近量为710 mm,顶底板最大移近量为295mm,由此可知,2803超长工作面深孔预裂卸压沿空留巷效果较好。     

新强煤矿沿空留巷巷旁充填体参数确定

通过对巷旁充填体内应力的分布分析,计算出沿空留巷顶板压力及浆液扩散半径;并对现场沿空留巷巷旁充填体进行试验观测,研究巷旁充填体参数及巷旁充填体承载特性,对充填体变形特征、充填体受力特征、巷道围岩变形特征进行了分析。结果表明:充填浆液的扩散半径大致为5 m左右;随着距离回采工作面距离的不同,巷旁充填体内载荷的变化趋势大致可分为3个阶段;留设巷道顶底板的活动剧烈程度与工作面距离有关,进而导致巷道顶底板移近量不同。     

中厚煤层窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性研究

以恒源煤矿487工作面窄煤柱沿空掘巷为工程背景,基于该矿工程实况采用理论计算、数值模拟等手段综合确定487工作面回风巷最优护巷煤柱宽度为5m|基于数值模拟分析了487工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤以及煤柱内围岩应力分布、围岩变形与塑形区演化特征,针对性提出了高强锚杆索组合非对称支护技术,并分析了巷道支护应力场的合理性。工程实践表明：工作面回采动压影响下沿空掘巷围岩剧烈扰动范围存在于超前工作面30m内,顶底板及两帮移近量最大分别为574mm、759mm|超前工作面30m后巷道围岩变形趋于稳定,顶底板及两帮移近量平均分别为190mm、315mm,5m护巷煤柱和高强锚杆索组合非对称支护技术有效控制了沿空掘巷围岩变形。     

顶底双软型薄煤层快速沿空留巷技术研究

针对顶底板双软型薄煤层工作面特殊开采条件,分析了沿空留巷的技术难点与关键技术。采用理论分析与数值模拟方法研究了薄煤层沿空留巷围岩破坏特征及变形规律,建立了薄煤层综采面沿空留巷结构模型,通过方案数值模拟对比分析,揭示了薄煤层综采面快速沿空留巷基本原理,提出"采空区预先垒砌矸石袋,巷道内及时构建胶结充填体和铰接顶梁与单体支柱巷内滞后补强支护"的沿空留巷方案,实现了顶底板双软型薄煤层综采面快速沿空留巷。赵官能源煤矿的工程实测表明:巷道顶板下沉量最大仅为197 mm,底鼓量为83 mm,巷道两帮移近量为327 mm,工作面留巷效率达到18 m/d。     

切顶卸压技术在浅埋大采高工作面沿空留巷中的实践

以S1201工作面为对象,进行了浅埋大采高工作面预裂切顶沿空留巷技术的实践应用研究,对切顶卸压沿空留巷工艺方案进行设计,并根据围岩位移、恒阻锚索受力监测数据分析从开始留巷到变形稳定的矿压显现规律。试验结果表明,切顶卸压沿空留巷工艺方案合理有效,能有效控制工作面巷道围岩的变形量。     

深孔爆破切顶对沿空留巷围岩稳定性影响的研究

为了在山西省南阳煤矿３２０７工作面顺利实施沿空留巷无煤柱开采,在靠近巷旁支护墙 的采空区侧进行超前深孔爆破预裂顶板,通过数值模拟计算和现场工业试验,进行了深孔爆破切 顶对沿空留巷围岩稳定性影响的研究。 以南阳煤矿３２０７工作面运输巷沿空留巷为背景,构建了 数值模拟计算模型,计算了留巷的顶、底板位移和墙体、煤帮的位移,分析了留巷围岩的应力分布 与变化。 数值计算表明,切顶后沿空留巷围岩应力和位移的减小幅度较大,围岩稳定性显著提 高。 现场工业试验研究表明,深孔爆破切顶能有效地消除悬臂梁顶板对留巷围岩的旋转挤压破 坏,有助于沿空留巷结构保持稳定和完整。     

鹿台山矿沿空留巷围岩变形规律分析及补强支护设计

为缓解鹿台山煤矿矿井采掘接续紧张的状况,同时减少相邻工作面区段巷道掘进工程量,降低掘进工程费用,确保2203工作面顺利接替,对2202工作面轨道顺槽进行沿空留巷试验。根据巷道围岩地质条件,通过理论分析,并结合切顶卸压预裂爆破顶板技术,提出了切顶卸压沿空留巷支护方案。通过连续观测工作面回采期间的巷道围岩变形特征,总结了切顶卸压沿空留巷的矿压显现规律。分析结果对于鹿台山矿沿空留巷实践有一定的参考价值。     

祁东矿巨厚坚硬顶板切顶无煤柱开采技术应用研究

为解决当前煤矿开采过程中存在煤炭采出率低、留煤柱开采引起应力集中、巷道围岩控制难等问题，以祁东煤矿7135工作面为工程背景，提出切顶沿空留巷技术。通过对巷道围岩运动特征和留巷技术原理的研究分析，确定切顶留巷关键技术参数，并在现场进行了工程应用。结果表明，采用高强预应力锚索补强顶板、垛式支架支撑顶板及可伸缩U型钢挡矸防护等联合支护体系，实体煤帮平均变形量达到166 mm，采空区帮平均变形量达到237 mm，顶板平均下沉量达到163 mm，平均底鼓量208 mm，留巷变形满足安全生产要求。     

古汉山矿综放面切顶沿空留巷采空区帮控制技术

基于煤矿采掘接替紧张、巷道围岩控制困难等难题，以古汉山矿1604工作面为研究背景，提出切顶卸压沿空留巷技术。对沿空留巷采空区帮控制原理及围岩运动特征进行了理论分析，形成了切顶卸压沿空留巷无煤柱开采技术采空区帮稳定性控制体系，并在现场进行了工业性试验。研究结果表明，采用高强预应力锚索补强顶板、单体柱π梁支撑顶板及可伸缩工字钢挡矸防护等联合支护体系可行；实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，采空区帮挡矸防护体系变形不明显，留巷变形在合理范围内，留巷效果良好，可为类似条件下的切顶沿空留巷工程提供借鉴。     

基于FLAC3D的沿空留巷巷道底板变形规律分析

为了研究沿空留巷巷道底板变形规律，理论计算了沿空留巷底板变形，主要包括弹塑性变形产生的底鼓量、扩容产生的底鼓量、流变产生的底鼓量以及遇水产生的底鼓量；然后采用FLAC^3D数值模拟软件，分析了不同采动位置处沿空留巷底板的应力分布、沿空留巷巷道塑性区变形规律。采用“十”字交叉法对一次回采前超前影响期巷道围岩变形情况进行了分析。     

注浆锚索在沿空留巷工作面超前支护中的应用研究

为解决煤矿超前支护工序繁琐、劳动强度大、影响工作面快速推进以及超前液压支架破坏顶板锚杆（索）严重等问题，以古汉山矿1604工作面运输巷为工程背景，理论分析了工作面超前巷道围岩变形特征和注浆锚索支护原理，提出在工作面超前巷道采用锚注支护技术，取消原工作面超前液压支架，减小了单体支柱支柱密度，并在现场进行了工业性试验。试验结果表明，工作面超前巷道顶板实施注浆锚索后，顶板围岩裂隙内浆液充填范围广；超前巷道受工作面支承压力和采动影响后，巷道变形不明显；进入沿空留巷后，留巷实体煤帮最大移近量为276 mm，采空区帮最大移近量为216 mm，顶板最大移近量为225 mm，底板最大鼓起量为164 mm，顶板控制效果较好。     

沿空掘巷工作面矿压显现规律研究

为了研究沿空掘巷工作面矿压显现规律,分析了2105轨道巷支护设计技术参数,然后设置了3个测站进行围岩表面位移,顶板锚固区内、外离层值,锚杆（索）受力,研究了沿空掘巷工作面矿压显现规律。研究结果表明,沿空留巷后,围岩变形量小,围岩控制效果较好。研究为其他相似开采条件的沿空掘巷综放工作面提供了依据。     

沿空掘巷非对称性差异化支护技术研究

针对2103工作面沿空掘巷巷道围岩变形量大,矿压显现明显,煤柱侧与实煤体侧巷道围岩呈非对称变形问题,采用数值模拟分析确定工作面留设煤柱的合理宽度为5 m,同时利用钻孔成像技术对巷道围岩裂隙变化情况进行分析,得出实煤体侧和煤柱侧巷道围岩松动圈范围分别为1.8～2.2 m、1.5～2.4 m,据此提出非对称性差异化支护方案。支护方案优化后,通过对巷道围岩顶底板及帮部位移量变化情况和岩层裂隙发育情况进行监测,监测结果巷道在采用优化后支护方式后,80%锚杆受力在20～60 kN;巷道两帮位移变化量在75～95 mm,巷道顶底板移近量在43～95 mm,巷道围岩裂隙发育大部分集中在距围岩表面深度1.1 m以内。应用结果表明:该支护方案能够有效控制沿空掘巷巷道围岩变形,为类似条件下巷道支护提供了较大的参考价值。