深部沿空巷道围岩主应力差演化规律与控制

针对千米深井沿空巷道围岩控制难题,以邢东矿2122运输巷为研究对象,采用FLAC3D模拟埋深550～1 250 m时巷道围岩主应力差与塑性区响应特征以及两帮主应力差演化规律。结果表明：① 沿空巷道顶板与实体煤帮主应力差由浅到深均呈先增高后降低至趋稳的趋势,煤柱帮主应力差呈山峰型对称分布;② 在埋深增加过程中,沿空巷道顶板和实体煤帮浅部主应力差敏感性度较小,进入中深部后变化较大;③ 随着埋深增加,两帮剪切、拉伸破坏区逐渐呈扇形分布并向深部扩展,且采空侧范围略大于巷道侧;④ 深部高应力和煤柱帮被主应力差长时间破坏使得实体煤帮主应力差峰值明显高于煤柱帮。基于此提出采用高预应力、强力支护系统进行深部沿空巷道围岩控制,并结合数值模拟研究结果确定了关键参数,现场实践表明,支护效果良好,实现了深部5 m宽煤柱沿空巷道围岩的有效控制。     

煤柱底板主应力差演化特征及巷道布置

采用FLAC3D和理论分析研究了龙门塔矿8#煤层残余煤柱底板下主应力差分布规律,结果表明：①煤柱边缘主应力差呈45o向底板扩散,距离煤柱越远扩散范围越广且逐渐衰减;②煤柱较窄时,中线和边缘主应力差影响深度浅,煤柱增大到中部具有弹性核时,底板主应力差变化和影响深度较大,当煤柱宽度足够大时,中部趋于原岩应力;③中线处、煤柱边缘处主应力差呈负指数规律向深部衰减;④同一水平面上,主应力差呈马鞍状分布;⑤煤柱宽度增加,煤柱中线处和边缘处主应力差先增大后减小,但煤柱边缘主应力差峰值位置先减小后增大。认为：①内错布置可以避开主应力差峰值,巷道处于低主应力差环境;②内错足够距离可避开较大的主应力差变化率。9207胶带巷内错20 m,其承受平均主应力差小于1.5 MPa,两帮最大相对移近速度6 mm/d、顶底最大相对移近速度7 mm/d,10 d实现自稳,两帮相对移近量87 mm,顶底相对移近量97 mm。     

小煤柱沿空留巷围岩控制应用研究

为保证小煤柱沿空留巷的顺利进行,通过分析掘巷和工作面回采时顶板的应力分布特征,结合巷道实际地质条件,设计了小煤柱和沿空留巷支护方案。小煤柱的宽度为12 m时,留巷后巷道围岩稳定,顶底板最大变形量210 mm,两帮移近量270 mm。     

东周窑煤矿8106工作面沿空掘巷围岩控制技术研究与应用

为保障5016巷沿空掘巷时围岩的稳定,通过FLAC3D数值模拟软件进行沿空掘巷窄煤柱合理宽度的分析,通过分析巷道掘进期间煤柱和围岩变形规律,确定合理煤柱宽度为6 m,根据巷道的地质条件,设计巷道采用锚网索支护方案,巷道顶板采用全锚索支护,煤柱帮采用锚杆支护,回采帮采用锚杆+锚索支护,在巷道掘进期间进行围岩变形量的监测分析。结果表明:支护方案实施后,巷道掘进期间顶底板和两帮移近量的最大值分别为98 mm和168 mm,围岩控制效果较好。     

孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷合理煤柱宽度确定

为了确定寺家庄煤矿15106孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷的合理煤柱宽度,文章通过数值模拟与现场实测的方法,分析了不同窄煤柱留设宽度条件下窄煤柱的垂直应力特征及沿空巷道的围岩变形特征,最终确定了15106孤岛工作面区段煤柱的合理宽度,主要得到如下结论：随着窄煤柱宽度的增加,煤柱内部受到的垂直应力先增大后减小。当煤柱宽度为7m时,煤柱内部峰值垂直应力为50.23MPa,应力集中系数为3.52。窄煤柱宽度由7m增加至8m后,回采巷道顶板下沉量的变化差异不大,且煤柱帮移近量的变化幅度逐渐减小。最终确定15106孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷的合理煤柱宽度为7m。经现场工程应用,巷道围岩变形较小,7m窄煤柱沿空掘巷工程取得成功。     

特厚煤层大采高综放面沿空掘巷支护技术

以塔山矿特厚煤层大采高综放工作面开采技术条件为工程背景,针对采用大煤柱护巷所造成的煤柱损失大、煤柱内应力集中程度大、巷道处于应力增高区支护难度大等问题,提出采用沿空掘巷技术来减小煤柱损失、改善围岩应力环境。对高强度锚杆(索)高预应力支护进行模拟,得出附加预应力场分布规律,通过对比分析确定了沿空掘巷围岩支护形式和参数,试验并分析了巷旁支护对煤柱的加固效果。现场监测结果表明:巷道掘进过程中顶、底板移近量最大57mm,两帮移近量最大64mm;工作面回采过程中顶、底板移近量平均131mm,两帮移近量平均221mm,设计的支护方案较好地控制了围岩移动;巷旁支护可以减小煤柱侧煤壁变形,但造成实体煤侧煤壁变形量增加。     

松软厚煤层综放工作面沿空掘巷技术

以松软厚煤层沿空掘巷小屯矿14257综放工作面运输顺槽为工程背景,通过理论研究和数值模拟等手段,确定了窄煤柱的合理尺寸为5~6 m。针对巷道的地质条件提出高预紧力、高强锚网索联合支护加固方案,并对巷道掘巷期间围岩表面位移进行监测。结果表明:巷道表面位移总体呈现出窄煤柱侧帮顶板实体侧帮底板的趋势,顶底板最大移近量为157 mm,两帮最大移近量为191 mm,围岩控制效果明显,可保障工作面的安全回采。     

特厚煤层沿空掘巷窄煤柱留设及支护设计

王洼二矿110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工艺进行巷道的掘进。为确定煤柱留设宽度及支护方式,通过理论计算和FLAC 3D软件模拟,建立110507工作面沿空掘巷模型,探究不同宽度窄煤柱护巷时回风顺槽的围岩应力及变形规律,得到该工作面沿空掘巷煤柱合理的宽度为6 m,并提出锚网索联合支护的支护方式。通过现场布置观测站进行监测,发现巷道掘进过后40 d基本趋于稳定;变形稳定后煤柱帮深基点的最大变形量为124 mm,实体煤帮深基点的最大变形量为50.1 mm,巷道两帮移近量均在200 mm左右,顶底板移近量均在100 mm左右。围岩变形量及围岩深部位移均控制在允许范围内,巷道支护设计合理,能够满足顺槽的正常掘进作业和运行。     

孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术

以鹤壁四矿2604孤岛工作面回风巷为研究对象,采用FLAC3D模拟了巷道围岩的垂直应力,得出了巷道垂直应力与围岩深度的关系曲线。围岩垂直应力峰值点位置相差较大,顶板和采空侧围岩深部垂直应力趋于一定值,煤柱边缘垂直应力较小。针对围岩破碎,顶煤厚度大,提出了高强高预紧力锚杆与斜拉锚索梁结构联合控制技术,使浅部围岩与深部围岩形成统一的承载结构,矿压观测结果:顶底板相对移近量为215mm,两帮相对移近量为157mm,顶板离层量为35mm,为类似条件下的巷道支护提供借鉴。     

斜沟煤矿厚煤层孤岛综放工作面沿空掘巷技术应用

斜沟煤矿正在进行8号煤层的采掘活动,为提高采出率设计在18106孤岛综放工作面进行留小煤柱沿空掘巷,通过数值模拟研究,确定合理的小煤柱宽度为5 m,沿空巷道设计采用"锚网索梁"联合支护方式,经现场工业性试验并对巷道围岩位移情况的监测表明,沿空巷道掘巷期间围岩稳定后顶底板最大移近量平均约109 mm,两帮最大移近量平均约251 mm;工作面回采期间,巷道顶底板最大移近量约289 mm,两帮最大移近量约499 mm,能够保证工作面安全回采。     

浅埋深综采工作面区段煤柱宽度优化研究

为了减小盘区开采区段煤柱宽度,提高盘区采出率,采用现场观测的方法,分析了原留设20 m宽区段煤柱时,经上下工作面2次回采,动压作用下巷道顶板最大位移56 mm,两帮最大移近量45 mm,为进一步减小护巷煤柱宽,在原有支护方式不变的条件下,优化确定合理煤柱宽度,采用数值计算方法,模拟不同宽度煤柱巷道变形特征,计算显示留12 m宽度煤柱巷道能够保持稳定。工程实践表明,掘进与回采期间顶板下沉量累计112 mm,两帮移近量累计106 mm,巷道变形控制在许可范围之内,煤柱也始终处于稳定,满足了安全生产要求,多采出煤炭7万t。     

综放工作面沿空掘巷窄煤柱留设宽度设计

针对晋城某矿综放工作面沿空掘巷应用实际中出现的回采巷道矿压显现剧烈、巷道围岩变形控制困难,利用理论计算与现场实测相结合的方法,对某矿13604工作面运输顺槽的窄煤柱宽度进行了设计。当窄煤柱宽度为5.0 m时,巷道稳定性显著增强,13604工作面回采时运输顺槽两帮最大移近量为250.44 mm,顶底板最大移近量为160.78 mm,满足安全生产需要。     

林西矿1793工作面区段合理煤柱宽度与围岩控制技术研究

为保障林西矿1793工作面回采巷道围岩的稳定,根据工作面赋存特征,采用UDEC数值模拟软件对不同区段煤柱宽度进行了模拟分析,确定了区段煤柱的合理宽度为9 m,结合邻近工作面开采经验和模拟结果,对回采巷道支护方案进行了设计。现场试验结果表明,工作面回采期间,巷道顶底板及两帮最大移近量分别为169 mm和202 mm,保障了巷道围岩的稳定。     

中厚煤层留窄小煤柱沿空掘巷技术

为提高煤炭资源的回采率,保证矿井安全生产,针对任家庄矿110307工作面具体情况,提出了留窄小煤柱沿空掘巷技术,运用理论研究计算了窄小煤柱的宽度及支护强度,最终确定了沿空掘巷小煤柱的留设宽度为6m及护巷煤柱的支护强度为0.628MPa。现场应用效果表明,110307回风平巷采用窄小煤柱沿空掘巷,巷道顶板下沉量为60mm,实体煤侧移近量为220mm,窄小煤柱侧位移量为120mm,底鼓量为300mm,比原支护底鼓量减少75%,两帮移近量减少63%,满足了生产要求|110307工作面采用留窄小煤柱沿空掘巷与以往采用留25m保护煤柱的布置方式相比较,多回收的煤炭资源65100t,多回收的煤炭资源价值1822.8万元。     

赵庄煤矿23101巷位置选择及支护技术研究

为提高赵庄煤矿煤炭资源采出率,预在23101巷进行迎回采面留小煤柱沿空掘巷技术试验,通过数值模拟分析确定了合理的煤柱宽度为8.0 m,借鉴相关矿井的经验,确定了23101巷的最佳支护方案,现场应用效果表明:掘巷期间巷道顶底板相对移近量最大为72 mm,两帮相对移近量最大为87 mm;工作面回采期间,顶底板相对移近量约为228 mm,两帮相对移近量约为257 mm,围岩控制效果显著,留小煤柱迎回采面沿空掘巷技术应用效果良好。     

特厚煤层综放沿空煤巷煤柱宽度及控制研究

为探究特厚煤层综放沿空煤巷窄煤柱的合理宽度,以某矿8305工作面为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场实践相结合的方法,通过内外应力场理论、极限平衡理论和沿空巷道煤柱帮的支护条件确定煤柱宽度的合理范围为5.4～9.9 m,根据数值模拟不同宽度煤柱的水平零位移面和垂直应力峰值分布规律确定煤柱的合理宽度为6 m,并提出针对性围岩控制技术。结果表明:沿空巷道在掘进和回采期间顶底板移近量、实体煤帮和煤柱帮的变形量较小,围岩控制效果良好。     

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。     

深部煤层窄煤柱留设宽度数值模拟优化研究

以杨庄矿区段煤柱留设为依托,运用数值模拟手段,分析煤柱宽度变化过程中主应力差、塑性区、支护受力与围岩位移演化特征。结果表明:主应力差曲线"马鞍型"宽度与煤柱非塑性区演化特征较吻合;主应力差、支护受力、围岩变形及塑性区演化特征有效表征煤柱稳定性;煤柱宽度6 m,支护受力最大,塑性区基本贯通,主应力差峰值最高,煤柱稳定性最差;煤柱宽度8~10 m,为煤柱合理宽度留设范围。应用表明,煤柱宽度8 m,相邻回采巷道围岩稳定,煤炭回收率提高,满足矿井生产要求。     

厚煤层沿空掘巷围岩失稳机制及控制技术

深埋厚煤层沿空掘进巷道回采期间巷道大变形治理是制约煤矿安全开采的难题,国内外专家在支护实践中,总结多套巷道支护技术,但由于矿井地质条件的复杂多变性,现有的支护技术还不能完全控制围岩大变形。以羊场湾煤矿130205工作面深埋厚煤层小煤柱沿空掘巷回采期间围岩大变形为工程背景,依据全尺寸数值计算分析构建厚煤层沿空侧的覆岩运动特征与力学结构模型,利用摩尔-库仑准则分析沿空采动期间围岩失稳机理,得出通过降低作用于煤柱上方的垂直应力才能有效控制围岩变形。在此基础上提出泵送支柱辅助支护方案,通过该方案的实施,风巷超前段围岩大变形得到有效控制,两帮移近量由3.6 m减小至1.5 m,减小58.3%;顶底板移近量由1.5 m减小至0.7 m,减小66.1%,确保了工作面的正常回采。     

正珠煤业11502工作面材料巷沿空掘巷支护技术研究

为解决正珠煤业11502工作面材料巷沿空掘巷的支护技术难题,本文以沿空掘巷工作面支撑压力分布和掘进巷道围岩变形规律理论为基础,根据矿压显现规律并结合实际地质条件,确定了合理的煤柱宽度为10m,以锚网索联合支护为基本支护体系。经实践观测:掘进期间巷道两帮累计位移接近200mm,巷道顶板下沉量控制在20mm以内,掘进工作面沿空掘巷支护技术有效的控制了巷帮移近量及巷道顶板下沉量,保证了掘进巷道的成型,为巷道掘进提供了安全的支护保障,取得了良好的经济效益。