我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议

以车集煤矿深井孤岛煤柱工作面为工程背景,探究深井高应力孤岛煤柱工作面沿空留巷充填体—围岩变形机理;构建沿空留巷围岩力学结构模型,计算出沿空留巷支护所需充填体的宽度及强度,并通过FLAC^3D软件模拟、现场监测验证了充填体宽度和强度的合理性。研究结果表明：孤岛煤柱工作面沿空留巷采用高水充填材料巷旁充填技术,以充填袋成形方式进行充填,可使充填体有效接顶;采用“锚杆锚索联合支护+巷旁充填体”方式进行煤柱中巷支护时,合理的充填体宽度为4.0 m,应力达到8.0 MPa时巷道变形趋于稳定。现场监测结果表明：23下工作面开采30 d内,煤柱中巷最大顶板下沉量不超过50 mm,充填体帮部变形不超过40 mm;回采结束后30 d内,顶板下沉量不超过20 mm,充填体帮部变形量最大为348 mm,煤帮变形量较小,最大处为150 mm,沿空留巷效果良好。

     

深井孤岛煤柱工作面沿空留巷支护技术研究

以车集煤矿深井孤岛煤柱工作面为工程背景，探究深井高应力孤岛煤柱工作面沿空留巷充填体—围岩变形机理；构建沿空留巷围岩力学结构模型，计算出沿空留巷支护所需充填体的宽度及强度，并通过FLAC^3D软件模拟、现场监测验证了充填体宽度和强度的合理性。研究结果表明：孤岛煤柱工作面沿空留巷采用高水充填材料巷旁充填技术，以充填袋成形方式进行充填，可使充填体有效接顶；采用“锚杆锚索联合支护+巷旁充填体”方式进行煤柱中巷支护时，合理的充填体宽度为4.0 m,应力达到8.0 MPa时巷道变形趋于稳定。现场监测结果表明：23下工作面开采30 d内，煤柱中巷最大顶板下沉量不超过50 mm,充填体帮部变形不超过40 mm;回采结束后30 d内，顶板下沉量不超过20 mm,充填体帮部变形量最大为348 mm,煤帮变形量较小，最大处为150 mm,沿空留巷效果良好。     

沿空留巷顶板下沉规律及其影响因素分析

针对沿空留巷顶板下沉量大、控制十分困难的问题,在分析沿空留巷顶板下沉规律的基础上,利用能量守恒原理,建立了沿空留巷顶板下沉力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并对顶板下沉的影响因素进行了定量分析和灰色关联度敏感性分析。结果表明：某矿沿空留巷顶板下沉量计算值为371.45 mm,较好地吻合现场测量值,理论计算公式是准确的。顶板下沉随巷道宽度、采高的增加而增大,随直接顶厚度、巷内支护阻力、煤帮侧向支护阻力、巷旁充填体宽度和充填体弹性模量的增加而减小;对沿空留巷顶板下沉的敏感度大小的影响因素依次为采高、充填体弹性模量、充填体宽度、直接顶厚度、巷内支护阻力、巷道宽度、煤帮侧向支护阻力,其关联度分别为0.96、0.73、0.68、0.52、0.28、0.13、0.04。研究结果可为有效控制沿空留巷围岩变形提供依据。     

沿空留巷围岩变形力学分析

为研究沿空留巷围岩的变形机理,分析了留巷围岩顶板下沉的力学模型,得出了顶板下沉量的解析解,并根据具体的地质条件进行了顶板厚度、巷道宽度、支护阻力等影响因素的分析,顶板厚度越大下沉量越小,巷道宽度越大下沉量越大,支护阻力越大下沉量越小,从而为沿空留巷围岩的变形控制提供了理论依据。     

无煤柱开采巷道围岩稳定性分析

综合考虑沿空留巷围岩变形、采场覆岩运动规律及巷旁支护结构的特点,将沿空留巷顶板结构简化为采空区矸石、巷旁充填体及巷帮煤体共同作用的弹性力学模型,计算了该条件下的支护反力,利用控制变量的方法分析了影响支护反力的主要因素是充填体宽度和充填体弹性模量,得出了巷旁充填体压缩量计算公式。在此基础上,通过UDEC数值模拟方法,模拟了沿空留巷顶板关键岩块在弹性支撑条件下的应力状态,分别得出了充填体宽度及弹性模量与顶板下沉量的关系。综合以上分析,确定了赵官煤矿1705工作面沿空留巷巷道围岩控制方案。     

高水材料充填沿空留巷应力控制与围岩强化机理及应用

高水材料被广泛应用于不同条件下的薄及中厚煤层沿空留巷、部分条件较好的厚煤层沿空留巷,形成了丰富的高水材料充填沿空留巷围岩控制实践。基于高水材料充填沿空留巷理论研究和现场实践,以应力控制与围岩强化为主线,分析了充填留巷围岩在巷道掘进、工作面超前采动影响、留巷围岩调整稳定和邻近工作面复用4个阶段的应力与变形特征,提出了“基本顶二次破断”的覆岩顶板运动特征。以青龙同昌煤矿15102工作面沿空留巷为背景,数值模拟研究了留巷过程中围岩应力和塑性区分布特征,揭示了充填留巷覆岩基本顶的旋转下沉是留巷巷道所受外力的主要来源;在此基础上,提出了充填留巷围岩控制的关键区域,根据高水材料固结体的较强塑性变形特性,提出了高水材料充填沿空留巷围岩分时分区强化机理,确定了合理的高水材料充填体支护阻力计算式、留巷顶板离层计算式和实体煤帮的支护强度计算式,给出了高水材料充填沿空留巷围岩控制关键参数设计方法,关键参数包括充填体支护阻力(充填体宽度和强度)、顶板支护强度(巷内支护和临时支护)、实体煤帮支护强度。介绍了山西高平青龙同昌煤业15号煤层和赵庄煤业9号煤层高水充填沿空留巷围岩控制2个应用实例,留巷围岩变形控制效果...     

卧龙湖煤矿沿空留巷巷旁充填技术应用

结合卧龙湖煤矿8102工作面煤层开采的具体工程条件,运用理论计算、数值分析和工程实践相结合的研究方法,分析了8102工作面沿空留巷顶板覆岩运移规律、围岩位移变化及应力分布特征。理论与数值模拟结果表明:8102工作面巷旁充填体在顶板活动过渡期和后期受其影响较大,支护阻力应大于13.5MN;当充填体宽度为3m、强度为5.3MPa时,技术和经济效益最佳。工程应用结果表明,留巷顶板下沉量最大148mm,两帮移近量最大160mm,围岩变形较小,该充填技术在8102工作面风巷沿空留巷得到成功应用。     

综采工作面沿充留巷围岩稳定性研究

采用理论分析方法对沿充留巷与沿空留巷二者巷道顶板压力进行计算对比分析。结果表明:沿充留巷与沿空留巷相比,在具有沿空留巷优势的同时,对采空区顶板有减压降沉的特点。计算沿空留巷顶板压力为P=212.94~358.54 MPa,沿充留巷顶板压力为P=161.98~256.62 MPa。可以看出充填体对采空区覆岩产生支撑力,有效减缓顶板下沉量,降低顶板压力。以金谷煤矿为工程背景,基于沿充留巷顶板压力理论计算值以及矸石充填开采技术特点,对巷道进行组合支架留巷、辅助支护以及巷旁注浆加固综合设计有效控制11101工作面矸石充填过程中巷道围岩变形量,确保巷道围岩稳定性。     

复合顶板综采面沿空留巷技术研究与应用

矸石带巷旁支护的优点是节省支护材料、稳定性较好,缺点是矸石带的可缩量大、前期支护阻力小、顶板下沉量大、构筑矸石带的劳动强度大。对于复合顶板薄煤层综采工作面,有效控制巷道围岩状况,尤其是对巷旁充填段复合顶板的控制是沿空留巷技术能否成功的关键。通过结合数值模拟软件及现场留巷情况分析巷旁充填矸石带后巷道围岩应力及变形状况,模拟不同充填矸石带宽度对留巷效果的影响,得出在此条件下成功应用巷旁充填3 m宽矸石带沿空留巷的技术。     

特厚煤层综放沿空留巷巷旁充填体宽度优化

巷旁充填体的合理留设是综放沿空留巷技术成功实施的核心问题。基于综放开采顶板岩层断裂运移规律和关键层理论,建立了综放沿空留巷围岩结构力学模型及充填体合理支护阻力计算公式,结合五阳煤矿回风巷生产技术条件,确定了充填体合理支护阻力。采用数值模拟方法,进一步分析了不同充填宽度下留巷围岩塑性区和位移场变化规律,认为充填体宽度为2.5 m时充填体稳定性较好,现场留巷变形较小可控,效果理想。     

采动影响下超前巷道围岩应力及变形控制技术研究

为进一步提高回采效率,降低工人成本支出,陈四楼矿21015工作面超前巷道采用主动支护进行围岩变形控制,通过对回采前后超前巷道围岩应力场及位移场进行计算,分析围岩变形破坏规律、不同回采程度下巷道围岩变形情况、不同工作面长度条件下巷道围岩变形规律,探明影响超前巷道围岩变形影响因素。研究表明,回采次数的增加导致超前支承压力由218 MPa增大至406 MPa,工作面前方应力增大区为27~32 m。其中,顶板位移量增大300 mm左右,两帮增大175 mm左右,随着回采推进,端部处巷道顶板位移呈现增大变化,距端部前方10 m处,4次回采顶板位移分别为699、874、869、827 mm,在端部前方15 m左右处,顶板位移基本恢复至未回采阶段,且工作面长度对水平位移影响较大,采用松动圈支护理论对超前巷道进行锚杆（索）参数计算,提出4种支护方案,并运用FLAC3D模拟不同方案下支护效果,最后通过工业性试验检验测得最佳方案有效地控制了围岩变形。     

不同开采深度巷道围岩软化临界载荷研究

为了研究巷道围岩软化临界载荷,建立不同广义围岩强度的数值模型,通过数值模拟计算分析,观察不同广义围岩强度在不同载荷作用下的破坏特征,重点研究了煤层周边3～5倍巷宽范围内的围岩在不同载荷作用下的破坏特征,通过不同强度围岩对载荷的力学响应分析,获得围岩的软化临界载荷,结果表明：直接顶、煤层、直接底的软化临界载荷为17.5～20.0、12.5～20.0、15.0～17.5 MPa,基本顶与基本底的情况相同,在所研究的开采深度范围内是巷道围岩稳定的。     

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...     

超高水材料袋式长壁充填开采覆岩控制技术研究与应用

系统分析了超高水材料袋式充填开采采场覆岩结构的特点,得出了工作面支架需控岩层范围及其变化特征,揭示了长壁充填开采“支架-围岩”关系,明确了提高充填率是超高水材料袋式充填开采覆岩下沉控制的关键因素。结合亨健矿2515工作面充填开采地质与开采技术条件,开发并实施了隔板布置优化、采空区埋管补注浆充填、离层区打钻补注浆充填等充填率保障技术与工艺。现场实测结果表明,超高水材料袋式充填开采工作面矿压显现缓和、采场围岩破裂范围较小且能有效控制地表下沉：① 工作面巷道顶底板最大移近量为258 mm,两帮最大移近量为183 mm,围岩变形较小;② 微震监测系统表明,2515工作面超前破裂范围为20~30 m,围岩破裂高（深）度为顶板以上40 m至底板以下10 m,1个月后（推进距离60 m左右）已充填区域微震事件逐渐消失;③ 地表最大下沉量为265 mm,实测下沉系数为0.06。     

深部采动巷道顶板稳定性分析与控制

深部采动巷道冒顶事故是当前煤炭资源开采中面临的重大难题。基于深部采动巷道围岩应力环境,分析了双向非等压条件下巷道围岩塑性区形成的力学机制及其形态特征,并对顶板稳定性影响因素进行了探讨。结果表明:1深部采动巷道围岩双向压力比值λ(0λ1)较小时,围岩塑性区形态不再是圆形和类椭圆形,而呈现出蝶形分布的特征,当碟叶位于巷道顶板上方时,容易发生冒顶;2采动应力方向决定围岩最大破坏深度的位置,并控制潜在冒落区的范围,当围岩最大破坏深度与潜在冒落高度相同时,顶板稳定性最差。要保持顶板围岩稳定,支护体必须要有足够的长度和延伸性能,据此,提出了可接长锚杆支护技术,现场试验结果表明,可接长锚杆较好地适应了顶板围岩的剧烈下沉,取得了良好的支护效果。     

深部高强锚注切顶自成巷方法与验证

针对深部高应力回采巷道围岩控制难题,以我国最大采深矿井——山东泰安孙村煤矿为工程背景,对传统沿空掘巷、锚杆(索)支护巷道进行监测分析,结果表明:巷道围岩变形量大,破坏范围广,锚杆大部分处于强度劣化区内,难以发挥支护作用,锚索受力大,接近极限破断力。为解决上述问题,系统开展了不同煤柱宽度、地应力大小、顶板围岩强度、切顶高度等影响因素下的数值试验研究,建立了顶板应力释放率、侧向支承压力提升率与围岩变形控制率等定量评价指标,对比分析了多种因素下切顶自成巷与沿空掘巷矿压变化规律与围岩控制机制。基于此,提出了深部高强锚注切顶自成巷方法,利用高强锚注提高巷道顶板完整性,利用顶板预裂切缝切断采空区与巷道顶板之间的应力传递,使巷道处于应力降低区。为进一步验证该方法的合理性,利用自主研发的地质力学模型试验系统,开展了模型试验对比研究,高强锚注切顶自成巷围岩应力比沿空掘巷平均降低20.8%,围岩变形量为后者的45.1%,应力释放与围岩控制效果明显。结合上述研究,提出了相应的工程建议,并在孙村煤矿2215工作面进行了现场应用,监测表明该方法有效控制了巷道围岩变形,实现了无煤柱开采。     

深部充填开采留巷围岩偏应力演化规律与控制

针对深部充填开采留巷围岩控制难题,以邢东矿1126运料巷为研究背景,采用应变软化模型研究工作面推进全过程中留巷围岩偏应力与塑性区演化规律。研究表明:(1)超前采动影响较明显区顶板约为32 m,底板和两帮均约为16 m,留巷采动影响较明显区顶板约为32 m,底板约为24 m;(2)从工作面回采开始到工作面回采结束的全过程对留巷围岩偏应力和塑性区进行监测得到:偏应力分布形态以瘦高椭圆状→近似圆状→小半圆拱→大半圆拱→扇形拱进行演化,偏应力峰值带以顶底板→顶底帮角(实体煤侧)和实体煤帮进行转移;塑性区分布形态以近似椭圆状→近似圆状→半球状进行演化,且塑性区呈非对称分布;(3)基于深部充填开采留巷围岩偏应力和塑性区非对称分布特征,提出了分区非对称围岩控制技术,实践表明,留巷围岩控制效果明显。     

近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值模拟分析

针对西北地区某矿近距离煤层开采分组集中大巷稳定性问题,建立了近距离煤层开采分组集中大巷稳定性数值计算模型,分析了近距离煤层开采后顶板位移、顶板应力、围岩应力演化规律、锚杆（索）预应力场以及裂隙场演化规律。结果表明：（1）近距离煤层开采之后,大巷煤柱两侧的顶板发生断裂垮落,距离大巷煤柱越远,顶板下沉量越大;(2)随着近距离煤层开采,大巷之间保护煤柱的集中应力逐渐消失,工作面两侧大巷保护煤柱中出现10 MPa的应力集中现象,应力降低区范围大大增加,应力转移到左右工作面大巷保护煤柱中;（3）随着煤层开采,大巷围岩在地应力场与锚杆（索）预应力场的叠加场影响最小主应力的压应力逐渐增加,并在巷道周围形成了一个闭合连续的压应力带,其范围不断增大,最小主应力值逐渐减小,且下层煤的开采使上层煤的大巷锚杆（索）所受的力增加;（5）下层煤的开采使得上层煤两侧工作面大巷保护煤柱的剪切破坏带深度增加,最大破坏深度增加14 m,下层煤的大巷只在两帮出现深度为2 m的剪切破坏区,而两侧工作面的大巷保护煤柱出现10 m的剪切破坏。     

高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究

为解决深部高应力区切顶留巷围岩破碎、初期支护手段无法有效控制围岩的难题,以陈四楼煤矿十七采区21702工作面为实际工程背景开展切顶留巷围岩控制技术研究。根据工作面地质条件,分析切顶留巷的变形机理,设计切顶爆破参数及初期巷道的支护方案。针对工作面推进过程中,巷道变形大,围岩破碎等情况,设计切顶留巷补强支护方案:采用一种新型速凝、早强的无机双液注浆材料对切顶留巷破碎围岩注浆加固,快速有效地控制巷道变形;同时设计柔性挡矸自成墙体的巷帮挡矸措施,实现主、被动结合的切顶留巷补强支护方式。结果表明:在陈四楼煤矿21702工作面切顶留巷采取巷道补强技术,留巷巷道在二次采动应力作用下,顶板下沉量最大为147mm,两帮位移量最大为335mm,底板底鼓量最大为402mm,留巷围岩得到有效控制。     

短壁矸石胶结充填开采技术与应用

针对我国煤矿“三下”压煤量大、村庄搬迁困难，长壁充填开采投资大、地质条件适应性差、采充相互干扰等问题，通过理论分析、室内试验、数值模拟和现场实测等手段，提出了短壁矸石胶结充填技术，研究了材料配比、支巷参数、围岩应力场演化和地表变形规律，主要结论如下：① 充填浆料最佳配比为1∶1.5∶4，与矸石1∶2混合后充填支巷；② 基于极限强度理论确定支巷最佳宽度为5 m；③ 数值模拟表明：开采过程中煤壁超前支承压力峰值为13.1 MPa，开采奇数巷时充填体受力1.6 MPa，开采偶数巷时受力10.4 MPa，顶板塑性区5 m，底板破坏带深度5 m，呈现W-波浪形分布；④ 现场实测表明：支巷超前支撑压力为19.7 MPa，位于支巷前端4.6 m，顶底板最大移近量116.3 mm；顶板在0~5.7 m范围内产生少量断裂微裂隙，离层不明显，只发生弯曲下沉，不存在垮落带；⑤ 充填材料来源广、矸石不外运，实现了采充平行作业。该方法在内蒙古裕兴煤矿得到了广泛的应用，有效缓解了长壁充填开采带来的弊端，以较小吨煤成本，获得较大的经济和环境效益。