坚硬顶板下沿空留巷巷旁充填体合理宽度研究

对于使用沿空留巷技术而言,巷旁充填体宽度是其控制巷道围岩变形的关键参数之一,特别是在坚硬顶板条件下,巷旁支护体合理宽度的确定就成了巷旁支护系统发挥最大支护作用的关键因素。以山西铺龙湾煤业有限公司4102综放工作面为工程背景,综合运用理论分析与数字模拟,对支护体合理宽度进行了研究分析。结果表明,4102综放工作面沿空留巷巷旁支护体宽度应控制在1.84.15 m范围内,当支护体宽度为4 m时巷道变形量最小,支护效果最好,能够保证矿井实现安全高效生产。     

固体充填采煤沿空留巷顶板下沉影响因素研究

为研究不同因素对固体充填采煤沿空留巷顶板下沉的影响,分析了固体充填采煤沿空留巷的覆岩移动特征,基于Winkler地基假设,建立沿空留巷顶板力学模型。以济三煤矿63下04(南)-2运矸巷为工程背景,分析探讨巷道宽度、巷旁支护阻力、巷旁支护体宽度、采空区充实率与巷道上覆顶板下沉的关系,结果表明:顶板下沉量随巷道宽度的增加而增加、随巷旁支护阻力增加而减小、随巷旁支护体宽度增加而降低、随充实率的增加而降低。现场实践中,巷道宽度4.2m,巷旁支护体宽度4.5m,采用锚带网联合支护对巷道进行加固,采用垒砌矸石墙加混合充填体的综合支护方式进行沿空留巷的巷旁支护,实测得工作面后方留巷巷道两帮最大移近量230mm,顶板最大下沉量300mm。     

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。     

沿空留巷顶板稳定性分析及其控制

 根据沿空留巷上覆岩层的后期活动规律，将顶板变形视为“给定变形”，建立顶板力学模型，采用变分法，推导顶板下沉量计算公式。依据具体的地质力学参数，验证力学模型的合理可行性，并研究分析顶板下沉量与各影响因素之间的定量关系。通过分析表明，在直接顶弹性模量较大时，巷旁支护阻力的变化对顶板下沉量影响不大；在直接顶弹性模量较小时，巷旁支护阻力对顶板下沉量影响较大。直接顶厚度在3~11.5m范围内变化时，随着直接顶厚度增加，顶板下沉量明显减小。当巷内和巷旁支护阻力较高时，顶板下沉量随着直接顶弹性模量增大而明显增大；当巷内和巷旁支护阻力较小时，直接顶弹性模量的变化对顶板下沉量影响较小。顶板下沉量与巷道宽度、煤层厚度、巷帮塑性区宽度、顶板旋转角度成线性增大的关系，与巷帮煤体残余强度、充填体宽度成线性减小的关系，与巷帮煤体弹性模量成反比例关系。根据各影响因素与顶板下沉量之间的关系，提出巷内支护采用“分期联合支护”，巷旁采用“超前复合加固”等控制沿空留巷顶板稳定性的措施。     

水力压裂基本顶沿空留巷顶板变形特征研究

摘 要：为探究水力压裂基本顶沿空留巷对巷道顶板及巷旁支护体顶部变形的影响,本文以榆家梁矿43308运输顺槽沿空留巷水力压裂基本顶工程为背景,采用FLAC3D数值模拟方法对水力压力前后沿空留巷顶板与巷旁支护体顶部的变形特征进行了分析,结果表明：沿空留巷顶板下沉量呈现由煤壁处向支护体处逐渐增大的趋势,巷旁支护体顶部变形量呈现由沿空留巷处向采空区处逐渐增大的趋势,均呈现“倾斜”特征。水力压裂基本顶前后,沿空留巷顶板平均下沉量由10.7 mm减小到7.23 mm,而巷旁支护体顶部平均变形量由16.82 mm减小到9.13 mm,沿空留巷顶板下沉量与巷旁支护体顶部变形量分别降低32.43%和45.72%。现场实测结果显示,水力压裂基本顶沿空留巷的巷道顶板下沉量与巷旁支护体顶部变形分别维持在20 mm~25 mm和60 mm~65 mm之间。水力压裂基本顶沿空留巷技术在榆家梁矿的成功应用,为其他类似矿井或工作面提供了一定的借鉴意义。     

综放面煤层顶板与沿空留巷围岩结构关系研究

为了掌握综放工作面顶板与沿空留巷围岩结构的关系,对新安煤矿14211综放工作面支架在线监测数据进行整理分析,结合行业标准对工作面直接顶和基本顶进行了分类;对综放沿空留巷围岩结构进行了分析。结论表明14211工作面煤层顶板直接顶为2类中等稳定顶板,基本顶为III类来压强烈顶板,基本顶周期来压步距影响沿空留巷顶板大、小结构的形成,为沿空留巷的巷内和巷旁支护的选择提供依据。     

沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层力学分析与工程应用

以兴无煤矿厚层直接顶中厚煤层沿空留巷和余吾煤业综放沿空留巷为工程背景,建立了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层力学模型,推导得到了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层量的计算式,确定了充填区域锚索锚固区内外顶板离层量的影响因素及影响规律。结果表明:各支护因素对顶板离层量的影响程度依次是巷内顶板支护强度充填区域临时支护强度充填区域外侧临时支护强度充填区域锚索支护强度实体煤帮支护强度;各几何因素对顶板离层量的影响程度是充填区域外侧宽度充填区域宽度;沿空留巷宽度对充填区域顶板离层影响规律与基本顶在采空区侧侧向破断位置有关。基于此,提出了沿空留巷充填区域锚索锚固区内外顶板离层分区分阶段控制对策,并成功应用到兴无煤矿厚层直接顶中厚煤层沿空留巷和余吾煤业综放沿空留巷中。     

综放工作面沿空留巷“错动”变形破坏机制及其控制

为了解决厚煤层大断面沿空留巷矿压显现强烈、维护困难、复用前修巷工程量大等问题,以晋城矿区唐安煤矿沿空留巷为工程背景,通过井下观测、理论分析和工程试验,分析综放沿空留巷围岩变形破坏特征和整体变形模式,提出针对性的围岩变形控制对策并在现场实施和验证。研究表明：综放沿空留巷变形主要表现为顶煤切顶下沉、巷旁支护劈裂歪斜、煤帮挤出和底鼓,不同位置围岩变形破坏呈现整体关联性;围岩变形整体呈现“错动”模式,对沿空留巷整体结构变形起控制作用的主要是回采空间顶板回转和向外侧移,以及底板在水平应力作用下向巷内挠曲,在顶、底、煤帮、巷旁支护综合作用下,形成趋向采空区的“错动”变形形态。基于留巷“错动”变形特征,提出沿空留巷围岩变形控制对策：巷旁混凝土墙支护采用薄墙体、高强度、预设迎山角的形式,巷内顶、帮补强支护,留巷“切顶控制”补强支护,超前工作面顶板区域水力预裂卸压。新技术方案现场试验和监测表明,回采后采空区顶板及时断裂,留巷应力环境明显改善,巷旁支护墙体完整,留巷围岩变形控制效果显著。     

沿空留巷围岩变形机理及控制技术

为控制沿空留巷围岩变形,分析不同阶段巷道围岩结构和应力分布,研究围岩变形机理,结果表明:影响沿空留巷围岩变形的主要因素是巷道顶板的三铰接梁结构.结合影响巷道顶板下沉和巷帮挤出的具体因素,研究下沉量和挤出量的计算方法,并以下沉量和挤出量为依据,确定沿空留巷围岩变形的控制策略.通过研究巷旁支护对控制围岩变形效果的影响,提出根据顶板下沉量判断顶板触矸情况,确定巷旁支护工艺.利用数值模拟软件,计算某矿沿空留巷时巷道围岩与巷旁充填体的应力分布情况,验证该矿沿空留巷围岩变形的控制效果和巷旁支护的合理性.     

厚层灰岩直接顶沿空成巷切顶断裂条件及围岩移动规律研究

基于沿空留巷原理,分析了厚层灰岩直接顶板下巷旁充填沿空留巷和超前切缝断顶卸压法沿空留巷巷道顶板断裂位态,分别建立了2种不同顶板断裂位态下的结构力学模型,推导了巷道顶板支护阻力计算方法。研究表明:当切顶阻力Q≤ql时,巷道顶板沿煤壁内一定深度内断裂,沿空巷道侧向顶板悬臂结构可向沿空巷道围岩传递采场岩梁和上覆岩层移动压力;而当切顶阻力Q≥ql,巷内加强支柱+巷旁切顶墩柱+巷旁切缝的联合切顶作用时,可使得侧向坚硬灰岩顶板沿切缝结构面断裂滑落,实现顶板断裂位态主动控制,降低了坚硬灰岩顶板传递上覆岩层压力的移动变形压力,优化了顶板承载结构和围岩应力,降低了巷旁支护体承受的附加载荷。相关设计方法及研究成果应用到南屯矿厚层灰岩直接顶切顶留巷试验,取得了良好的应用效果。     

深井软岩煤层巷道锚网索耦合支护研究

针对河南某煤矿140703综放工作面回风巷深井软岩巷道的地质特点,结合锚网索耦合支护相关理论研究成果,采用理论计算和数值模拟的方法确定了巷道锚网索初次耦合支护参数和二次耦合支护参数。现场实测结果表明:巷道两帮最大移近量147 mm,顶底板最大移近量87 mm,巷道围岩变形量小,锚网索耦合支护能有效控制巷道围岩变形,其支护效果良好。     

托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理和加固技术研究

晋能王家岭煤业回采面均采用“两进一回”布置,其中上一工作面辅运顺槽复用作为下一工作面回风顺槽,为托顶煤强烈动压巷道,巷道维护困难,需对其变形特征和变形机理开展研究并提出相应加固设计。通过对动压巷道顶板离层、顶帮变形和支护构件受力的监测,结合顶板岩层窥视,掌握了王家岭煤业托顶煤动压巷道的变形特点,顶板离层主要发生在顶煤范围内。采用数值模拟,研究了顶煤厚度、动压影响程度和不同支护设计等因素对顶煤顶板变形的影响,分析了托顶煤动压巷道顶煤顶板变形机理,认为顶煤厚度和顶煤支护情况直接决定托顶煤变形情况,在巷道支护设计时应充分考虑顶煤顶板支护强度和刚度。根据变形特点和变形机理,结合高预应力锚杆支护技术,提出动压巷道加固设计并在井下实施。实践表明,加固效果良好。     

Mechanics model and numerical analysis of floor heave in soft rock roadway

The mechanism of floor heave was analyzed by establishing mechanics models and solving differential equations. The amount of floor heave is proportional to the abutment pressure of surrounding rock, roadway width, and the distance of support pressure peak to the roadway and is inversely proportional to the elastic modulus of floor rock. Using FLAC2D to simulate floor rock grouting in soft rock roadway verifies the active role of floor rock grouting in the floor controlling of soft rock roadway; floor rock grouting and grouting range directly impact on the stability scope of surrounding rock, namely, with the increase of grouting range, the subsidence of roof, the approach of both sides, and the amount of floor heave decreased gradually, the stability of surrounding rock is enhanced.     

厚煤层切顶留巷散体帮挡矸支护技术现场试验研究

为了探究更为有效的散体帮控制方法,以柠条塔煤矿切顶留巷开采工业性试验为工程背景,分别设计了2种挡矸支护方案,并对2种方案支护条件下的散体帮移近量及侧向压力进行了对比分析。结果表明:挡矸支护采用墩式护帮支架比单体斜撑侧向压力小且控制巷旁侧向移近量效果明显。研究结果为切顶留巷开采过程中的散体帮变形控制提供了一种新的支护思路。     

虎龙沟煤矿81511工作面沿空掘巷技术研究

基于理论计算和数值模拟结果确定了81511厚煤层工作面小煤柱的合理宽度为8m,提出了沿空掘巷桁架锚索支护方案.工业性试验结果表明:81511工作面正巷顶板下沉最大值为44.3 mm,两帮收敛最大值为22.8 mm,围岩变形量较小,支护效果理想.     

Composite active control system of roof and side truss cable for large section coal roadway in fold coal pillar area

In order to solve the surrounding rock control problem of large section gangue replacement roadway under complicated conditions, this paper analyzed the impact to the roadway controlling produced by the geological conditions such as high ground stress, folded structure tilted roof asymmetry and soft wall rock, and built the tilt layered roof structural mechanics model to clarify the increase span mechanism of the weak coal instability. Then, we proposed the combined control system including roof inclined truss cable, coal-side cable-channel steel and intensive bolt support. And then by building the structural mechanics model of roof inclined truss cable system, the support principle was described. Besides, according to this model, we deduced the calculation formula of cable anchoring force and its tensile stress. Finally surrounding rock control technology of large section roadway in fold coal pillar area was formed. Field practice shows that the greatest roof convergence of gangue replacement roadway is 158 mm and coal-side deformation is 243 mm. Roadway deformation is controlled effectively and technical support is provided for replacement mining.     

锚杆锚索联合支护在松软破碎煤层巷道中的应用

某矿150109运输平巷围岩煤质松软,煤壁极易片帮,巷道成型较差,顶板比较破碎,给顶板支护带来很大困难。为此利用地质力学测试及钻孔窥视的方法来了解顶板的基本形态,采用动态信息支护设计法对该巷道的支护参数和方式进行研究确定并在现场进行了应用。根据巷道中安装的综合测站监测数据,表明提出的高预应力锚杆锚索联合支护是该类松软破碎煤层巷道的有效支护手段。     

深井断层破碎带穿层软岩巷道锚网索耦合控制对策

旗山矿开采深度近千米,随着开采深度的增加,在高地应力、特别是在水平构造应力和断层切割条件的影响下,巷道围岩出现顶沉、帮缩和底鼓等大变形破坏现象,其中顶沉及帮缩量最大处超过1 100 mm,原有支护很难控制巷道围岩稳定性,严重影响和制约了煤矿的安全生产。基于此,以旗山矿千米深井断层破碎带穿层软岩巷道为例,详细分析了巷道破坏特征及主控因素,得出了高应力膨胀型软岩巷道的破坏力学机制,提出了注浆+非对称锚网索+底角锚杆耦合支护控制对策,实现支护体与围岩在强度、刚度和结构上的耦合,从而达到控制深部软岩巷道稳定的目的。上述成果在现场进行了应用,监测结果表明耦合支护对深部高应力断层破碎带穿层巷道的稳定性起到很好的控制效果。     

基于弹性理论的煤帮极限平衡区宽度确定方法探讨

回采巷道开挖后,其围岩应力重新分布,两侧煤体在上方集中应力的作用下产生变形后形成极限平衡区,其理论宽度是合理确定巷道煤帮支护方案及其参数的重要依据,目前,计算煤帮极限平衡区的主要方法有:利用松散介质平衡理论建立煤帮应力平衡微分方程来求解极限平衡区宽度;或考虑工程扰动程度和煤体地质强度,运用非线性摩尔-库伦准则建立极限平衡区宽度方程。本文在总结现有研究成果的基础上,建立了回采巷道煤帮在高支承压力作用下体的力学计算模型,运用弹性力学理论分析了帮部任一点煤体的应力应变分量。基于弹塑性界面煤体在峰值支承压力发生片帮的柱条模型,确定该界面上发生最大水平拉应变的单元煤体位于距离底板0.65倍巷道高度处,进而提出了该单元煤体极限拉应变与煤帮极限平衡区及其破裂区宽度的理论计算公式。分析表明,煤帮极限平衡区宽度不仅取决于煤体的极限拉应变、泊松比及弹性模量,而且与原岩应力大小及巷道开挖后发生重分布的最大支承压力及煤帮弹性区宽度密切相关。具体表现为煤帮极限平衡区宽度随巷道埋深增大而不断增加,但随煤体弹性模量及其极限拉应变的增加却快速减小。在此基础上,利用所提出的理论公式计算了百良矿14501工作面运输巷350～400 m区段的煤帮极限平衡区和破裂区宽度,进而优化了巷道帮部锚杆支护参数,取得了良好的支护效果。结果表明,上述研究成果能够较好地进行深埋煤层巷道煤帮极限平衡区的预测分析。