无煤柱自成巷聚能切缝技术及其对围岩应力演化的影响研究

 基于切顶短臂梁理论,分析无煤柱切顶自成巷技术原理,结合柠条塔矿施工经验,总结出“支、切、护、封”四步成巷工艺。通过建立联孔聚能爆破力学模型,分析无煤柱自成巷聚能爆破机制,得出联孔爆破损伤贯通判据条件,并结合试验巷道围岩特性,进行聚能切缝关键参数设计。综合运用理论分析、数值模拟及现场实测,对无煤柱自成巷切缝前后工作面和巷道矿压分布规律和演变机制进行系统研究。结果表明,由于切缝结构面切断巷道顶板与工作面顶板岩体间的应力传递路径,改变顶板岩层结构形态,工作面和巷道矿压分布发生明显变化。切缝对工作面矿压影响有一定范围,切缝影响区内周期来压强度有所减小,周期来压步距有所增大。切缝引起的充填结构的支撑作用是造成工作面顶板压力减小的直接原因,来压控制关键层上的有效荷载减小是导致来压步距增大的根本原因。受切缝影响,碎石帮顶板岩体将经历“垮落→压实→稳定”的演变过程,充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用,可有效减小支护强度,增强巷道稳定性。     

薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数研究

 以南屯煤矿1610工作面为工程背景,对薄煤层切顶卸压沿空留巷关键参数进行研究。通过对薄煤层工作面回采过程中顶板受力状态分析,确定影响薄煤层切顶卸压沿空留巷的关键参数为顶板预裂切顶高度、预裂切顶角度以及预裂爆破钻孔间距。数值模拟分析结果表明,当直接顶岩层厚度远大于采空区高度时,应在预裂切顶高度满足岩层下沉弯矩产生的拉应力使直接顶整体拉断的同时,预裂切顶面应向采空区偏转一定角度,从而有效切断采空区顶板与留巷顶板间的应力传递,实现顶板的顺利切落成巷。在此基础上,通过现场预裂爆破试验,确定最佳预裂爆破钻孔间距。研究成果在现场实际工程中成功实施,对于切顶卸压沿空留巷技术在薄煤层开采中的推广应用具有重要的借鉴意义。     

切顶卸压沿空留巷围岩结构特征及锚索强化支护技术

为解决沿空留巷工作面超前段围岩变形严重及支护困难问题,以车集煤矿2901工作面运输巷为工程实例,采用理论分析、数值模拟及现场实测等手段,探究采用锚索强化技术实现切顶卸压沿空留巷工作面超前段围岩稳定性控制.构建未切顶卸压与切顶卸压沿空留巷顶板力学结构模型,推导2种留巷方式顶板支护强度方程及顶板下沉量方程.研究表明:相比未...     

厚煤层无煤柱切顶成巷碎石帮变形机制及控制技术研究

为解决厚煤层切顶卸压自动成巷碎石帮控制难题,采用力学分析、数值模拟和工程试验相结合的研究方法,对厚煤层切顶成巷碎石帮变形机制和控制技术进行深入研究。通过建立动力学模型,探索成巷过程中矸体冲击的采高效应,明确厚煤层碎石帮变形受力机制和控制重点,进而提出动压防冲、缓压让位和恒压稳控的多层次控制思路。研究表明,采高增大后,空区矸体作用在挡矸结构上的冲击力和冲击能均会增加,从而形成了挡矸结构横向弯曲的启动条件,在顶板下压和侧向挤压作用下产生大变形,造成传统挡矸结构失效;工作面架后6 m范围内为主要冲击区,架设自移式动压防冲结构可将挡矸结构的个体受冲转换为集体承压,有助于耗散冲击能;矸体压实阶段为缓压过程,提出采用抗弯性更强的滑移式让位护帮结构。室内承载试验表明,该结构可保持恒载力实现与围岩协同变形,从而降低损坏率;为进一步提高碎石帮整体稳定性,设计制造波式多阻护帮结构,现场拉拔试验表明该结构性能满足支护要求,滞后工作面越远,固帮效果越显著。现场监测结果表明,新技术下围岩变形得到有效控制,碎石帮变形降低了约72%,挡矸结构损坏率降低了约85%,不仅解决了厚煤层切顶成巷碎石帮难控问题,且经济效益显著。     

大采高沿空留巷巷旁复合承载结构的稳定性分析

针对大采高沿空留巷的顶板运动特征,提出了巷旁复合承载结构的概念,通过力学分析,揭示了巷旁结构的稳定机理。研究表明：顶板压力由顶板、墙体和底板共同承担,从而形成“顶—墙—底”复合承载结构;区分不同阶段墙体强度与顶板运动的作用关系,认为初期强度应大于顶板载荷,后期应能适应顶板变形,使墙体强度与顶板运动保持动态协调;大采高时顶板向墙体施加更大的水平力,要确保墙体水平滑移因子小于接触面摩擦系数以实现抗滑自稳;墙体内侧应力不能高于顶底板强度,以免顶底板被切断,外侧应力不能高于墙体强度,以免墙体被压裂,降低墙宽和巷宽可减小墙体载荷,据此得出了墙体和巷道宽度的确定方法。结合4.2 m大采高沿空留巷案例给出了工程验证,采用膏体混凝土充填时,满足巷旁结构稳定条件的巷道宽度为3 m,墙体宽度为4 m,实测结果表明了结论的合理性。     

巨厚煤层三软回采巷道恒阻让压互补支护研究

 针对沈阳清水煤矿第三系巨厚大地压软围岩煤层回采巷道开掘后支护失效严重、围岩大变形及4次返修无法稳定的现象,分析围岩塑性流变、非对称变形破坏、支护体与围岩大变形不协调等变形力学机制。提出采用恒阻大变形锚杆初次支护,在恒阻力作用下保护锚固体的承载力,通过恒阻锚杆的延伸多次释放变形能,将集中应力转移到深部,调动深部围岩承载能力,形成稳定的塑性承载圈;然后针对回采巷道变形特点采用顶板加强、两帮让压、底角加固的二次互补加强支护,形成适应三软巷道变形特征的围岩–支护协同承载体,将围岩变形速率控制在合理范围。基于该方法下提出的锚索+恒阻大变形锚杆+钢带+底角锚注联合支护设计,在该矿南二采区205工作面运输顺槽中使用后,顶板下沉降低75%,两帮收缩减小60%,底臌减小42%,巷道支护状况得到明显改善。实践证明,恒阻让压互补支护系统可有效控制三软巷道围岩稳定。     

大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策

 针对大断面强采动综放煤巷开掘过程中出现的顶板非对称变形破坏现象,以王家岭煤矿为工程背景,通过现场调研、室内试验、理论分析、数值模拟和井下试验等手段,对变形破坏机制与控制对策进行研究。得出如下结论：(1) 综放煤巷顶板呈现非对称变形破坏特征,表现为煤柱侧顶板严重下沉、剧烈水平滑移变形及肩角部位顶板错位、嵌入、台阶下沉等;(2) 侧向基本顶于煤柱上方距采空区边缘6～7 m处发生破断,基本顶的破断和回转下沉运动引起的不均衡支承压力q和回转变形压力?是沿空巷道不对称变形破坏的根本力源,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位;(3) 受采空区不稳定覆岩运动和巷道开挖影响,巷道围岩结构和应力分布以巷道中心线为轴呈非对称性分布,而原有支护未能对煤柱侧顶板及肩角等部位加强支护且无法适应顶板剧烈水平运动,巷道掘出后呈现出非对称矿压显现,后期受到本工作面回采影响,非对称变形破坏进一步加剧。(4) 分析该类巷道支护原理,提出集高强锚梁网、非对称锚梁桁架结构、预应力锚索桁架的非对称控制体系,阐述其控制机制,并进行方案设计和工程应用。数值模拟和工程实践表明,该技术可有效减弱顶板应力和位移分布的非对称性,控制围岩非对称变形破坏。     

煤矿高恒阻大变形锚索受力特性、规律及应用研究

 为解决煤矿锚索材料在缓慢大变形和瞬时大变形支护时出现的问题,采用理论分析、实验室测试、现场试验等相结合的方法,研发由恒阻装置和锚索体组成的煤矿专用高恒阻大变形锚索;室内试验得出恒阻锚索静力拉伸时,可保持350 kN的恒阻力,延伸量可达300～950 mm;动力冲击荷载时在达到极限延伸量1.6 m时,冲击阻力基本稳定在280～375 kN;恒阻锚索以滑脱破坏失效代替传统锚索的崩断破坏。在锚索受力超出恒阻值后,恒阻器进入滑移阶段,该阶段恒阻器温度呈现先陡然增加后缓慢减小趋于平缓的特征,最高温度35.6°;并且随着锚索拉伸量的增加恒阻套管外径均匀增大的负泊松比的工程材料特性,外径最大增加量4.1 mm,负泊松比值－0.5～－2.0。在回采巷道爆破冲击破坏试验、高瓦斯恒阻锚索留巷、浅埋大断面切顶成巷等大变形巷道工程中的现场试验,恒阻器滑移量最大值57 mm,具有低温、高预紧力、大延伸量等支护优势,支护效果良好,在软岩巷道支护、深井支护、冲击巷道、动压巷道等支护实践中,具有良好的推广价值。     

Experimental investigation on behaviors of bolt-supported rock strata surrounding an entry in large dip coal seam

In order to investigate the behaviors and stability of rock strata surrounding an entry with bolt supporting in large dip coal seams (LDCSs) dipping from 25° to 45°, a self-developed rotatable experimental frame for similar material simulation test was used to build the model with the dip of 30°, based on analyses of geological and technological conditions in Huainan mine area, Anhui, China. The strata behaviors, such as extracting- and mining-induced stresses development, deformation and failure modes, were synthetically integrated during working face advancing. Results show that the development characteristics of mining-induced stress and deformation are asymmetrical in the roadway. The strata behaviors are totally different in different sections of the roadway. Because of asymmetrically geometrical structure influenced by increasing dip, strata dislocating, rock falling and breaking occur in roof. Then, squeezing, collapsing and caving of coal happen in upper- and lower-rib due to shearing action caused by asymmetrical roof bending and dislocating. Owing to the absence of supporting, floor heaving is very violent and usually the zone of floor heaving develops from the lower-rib to upper-rib. Engineering practices show that, due to the asymmetrical characteristics of rock pressure and roadway configuration, it is more difficult to implement bolt supporting system to control rock stability of roadways in LDCSs. The upper-rib and roof of entries are the key sections. Consequently, it is reliable to use asymmetrical bolt-mesh-cable supporting system to control rock stability of roadways based on the asymmetrical characteristics of roadway configuration and strata behaviors.     

冲击煤层煤柱变形与地面建筑物保护关系研究

保护煤柱合理宽度(或停采位置)是确保地面重要设施长期稳定的关键。以山东某矿地面引水渠("南水北调"工程组成部分)下不规则下山保护煤柱宽度设计为工程背景,首先,通过分析煤柱变形可能引起地面建(构)筑物的破坏方式,提出了控制长期高应力作用下冲击煤层煤柱变形的原则:1走向方向煤柱不发生冲击失稳破坏;2走向方向煤柱不发生煤体长时强度降低而导致的失稳破坏;3倾斜方向煤柱保持均匀变形,从而使地面不发生明显拉伸破坏。其次,依据煤柱上方覆岩空间结构形式,建立了煤柱应力估算模型,提出了保持煤柱长期稳定及地面建筑安全的煤柱设计方法。最后,应用研究成果,分析了工程案例的煤柱应力、围岩稳定性和变形特征,并对该引水渠工程和井下开采设计进行了安全评估。该研究成果对类似开采条件下的保护煤柱宽度确定具有指导意义。