厚煤层巷内预置充填带无煤柱开采技术

 为减少厚煤层开采的区段煤柱损失,提出巷内预置充填带无煤柱开采技术,即在上区段回采工作面前方的运输平巷内,紧靠下一区段的巷帮煤壁,预置一条矸石混凝土巷内充填带,下区段回风平巷掘进时,沿预置的充填带进行掘进,实现厚煤层工作面无煤柱开采,用预置充填带把上下2个区段间应留设的区段煤柱置换出来。若上区段运输平巷为普通断面,如要实施此项新技术,首先,对上区段运输平巷靠近下区段工作面侧的煤壁,实施扩帮和支护;然后,在工作面前方扩帮位置处紧靠煤壁实施充填,预置巷内充填带。此项技术的关键是巷内充填材料的选择与配比,在保证充填体和巷道围岩稳定性的前提下,要尽可能减小充填体的宽度。充填材料选用的是以矸石渣为主辅以少量水泥、河沙加水混合而成的胶结体,水泥、河沙、矸石渣按1∶1∶4.7质量比例进行配比。现场工业性试验表明,该项技术的应用是成功而有效的,可实现厚煤层无煤柱开采,提高煤炭资源采出率,该成果已取得明显的经济效益。     

迎上下采空孤岛面沿空掘巷围岩变形破坏特征

为了研究分析上下煤层两侧都采空而形成的孤岛面沿空掘巷和煤层开采时围岩应力分布及变形破坏特征,应用理论分析、计算机数值模拟与具体工程实践相结合的研究方法,分析了上下煤层两侧采空情况下,下孤岛工作面迎上孤岛面沿空掘巷期间及煤层开采过程中,采场围岩应力分布、变形破坏规律。结果表明:该情况下孤岛工作面围岩结构特征因受多次开采影响,其整体性和联动性都有所降低,采场围岩应力分布特征有所不同,且煤柱宽度尺寸对巷道受力变形有较大影响。掘巷期间轨道巷煤柱帮的变形量大于实体煤帮变形量,顶板下沉量大于底鼓量;回采期间顶板运移特点决定了两巷围岩主要呈现拉剪破坏,随着工作面的推进,采动影响阶段和影响剧烈阶段范围逐渐增大,巷道断面收缩率随着距工作面距离的减小而增大。对于孤岛面开采沿空巷道的特殊围岩条件,应遵循“强顶、固帮、控底的全断面围岩控制技术思路,对上下隅角附近巷道加强支护,提高围岩自身强度,为类似条件孤岛面巷道维护及安全开采提供理论技术保障。     

唐山沟矿厚层砂岩顶板切缝沿空成巷试验研究

 垮落带内含有厚层坚硬岩层时,难以冒落,易在沿空巷道采空区侧形成弧形三角悬板,对沿空巷道产生较大压力。以大同唐山沟8820厚层砂岩顶板首采面无煤柱开采为背景,分析普通充填留巷和切缝沿空成巷侧向顶板断裂结构特征及围岩稳定过程,认为对垮落带内直接顶坚硬层顶板进行合理参数下的切缝,可使得切缝高度范围内采空区边界直接顶和基本顶失去约束,并沿切缝结构面剪切破断充分冒落接顶,降低破断冲击动载;并通过UDEC数值模拟软件,分析出切缝有利于矸石冒落并支撑上覆岩层,可将上覆基本顶岩层的触矸点前移,限制基本顶回转和下沉作用引起的围岩压力,明显减小巷道围岩变形量。基于理论、数值分析研究结果,确定唐山沟矿8820回风巷巷内加强巷旁密集支柱+巷旁双向聚能爆破切缝的上压下支中间切缝的联合切顶方案。通过井下爆破参数试验、矿压监测分析,评价切顶成巷的效果。井下试验表明：顶板高恒阻大变形锚索、巷内加强巷旁密集支柱、巷旁密集档矸点柱、超前聚能切缝爆破的切顶成巷综合技术,能够有效切落沿空巷道侧向顶板并形成完整巷道,各项指标均满足下一工作面回采要求。     

大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律分析

为了研究云驾岭矿深部大采高沿空留巷围岩稳定性及形变规律,采用理论分析、现场实测和实验室测试综合研究手段和方法,确定了试验工作面巷旁充填体支护阻力和留巷参数,构建了能够反映沿空巷道受初次采动围岩形变规律的回归函数模型,对比分析了一次和二次开采扰动下围岩的应力应变状态,探究了充填体上方顶板岩层的应力传递规律。结果表明,采用弹塑性力学模型得出的巷旁充填体的临界支护阻力和充填体宽度分别为4.1MN/m和2.47 m,经实验室测试和工业性试验,能够保持高水材料充填体的稳定。受初次采动影响,沿空巷道围岩位移量与工作面至测站点距离之间符合Slogistic增长函数模型,求解了巷道顶板、底板和下帮的最大变形量、变形量最大时工作面的位置以及达到最大变形时工作面推过观测站的时间。对于沿空巷道,工作面超前支承压力波及范围至工作面煤壁前方约34 m,留巷顶板3.8 m以浅的采动裂隙可能会导致顶锚杆锚固失稳甚至失效,充填体切顶阻力的“波动性”能够反映顶板岩层的分层垮落特征。     

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。     

禾二矿浅埋破碎顶板切顶成巷试验研究

针对浅埋薄煤层沿空留巷在工作面回采后垮落带内顶板不易垮落、沿空巷道动压显现剧烈的关键问题,通过关键理论分析、数值模拟、现场工程地质条件分析等手段,对浅埋深、薄煤层、破碎顶板条件下的切顶成巷技术开展研究,并在该条件下的禾草沟二号煤矿1105工作面回风顺槽进行现场应用。通过数值模拟,对比分析了切顶不充分和切顶充分时沿空巷道围岩应力分布及巷道围岩位移,结果表明:切顶充分时,采空区顶板对沿空巷道顶板动压影响大大减弱,巷道围岩变形较小,能够保证留巷效果。根据禾草沟二号煤矿浅埋、破碎顶板开采顶板运动模式和矿压显现特征,确定了切缝角度和恒阻锚索支护等关键参数,为浅埋、破碎顶板切顶卸压自动成巷的成功应用奠定基础,提出了切顶卸压自动成巷的预裂爆破参数设计、自动成巷支护技术;通过对禾草沟二号煤矿1105工作面回风顺槽留巷的工程地质条件分析,运用切顶成巷技术原理进行了留巷设计,并应用到现场,取得较好的应用效果。     

深井沿空留巷扩刷修复技术及应用

 以朱集矿埋深900 m首采工作面沿空留巷扩刷修复工程为背景,采用现场实测和理论分析的方法分析深井留巷扩刷修复前围岩变形、应力、结构等状态,提出留巷扩刷修复结构临近失稳的概念,确定留巷扩刷修复的合理时机,组织留巷扩刷修复时的合理工序,制定留巷扩刷修复巷道的主被动协同支护方案。研究结果成功运用于朱集矿深部留巷扩刷修复工程,围岩监测结果表明,留巷扰动变形在修复后得到有效控制,各项指标满足下一工作面回采要求。     

深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度研究

 留设合理宽度的区段煤柱是确保深井特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。以新巨龙矿井一采区区段煤柱宽度的确定为工程背景,首先采用微地震监测、应力动态监测和理论计算等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向支承压力分布特征,得出低应力区宽度约为20 m;其次,采用工程类比、数值模拟等方法确定深井特厚煤层综放工作面侧向煤体不完整区宽度约为3 m;最后,综合考虑资源回收、冲击地压防治、次生灾害控制和巷道支护等因素,确定深井特厚煤层综放工作面区段煤柱合理宽度为5.0～7.2 m。应用沿空巷道表面位移观测结果验证区段煤柱宽度的合理性。该研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定具有参考意义。     

短壁开采覆岩关键层黏弹性分析与应用

根据短壁开采条件下保护煤柱的布设特点，建立由保护煤柱支承的关键层力学分析模型。针对不同采场设计参数进行关键层受力及变形的弹性和黏弹性分析，得到弹性介质关键层下沉量的理论计算式，及黏弹性介质关键层变形随时间变化的表达式。评价不同采场参数对关键层随时间变形的影响，给出理想的建筑物下短壁开采设计参数范围，为“三下”开采设计和长期地表沉陷预计提供理论依据。     

深孔爆破在深井坚硬复合顶板沿空留巷强制放顶中的应用

 为防止深井坚硬顶板沿空留巷的充填墙体在顶板垮落时被压坏,特采取深孔爆破强制放顶来释放顶板压力以提高沿空留巷的护巷效果。通过数值模拟和理论分析的方法,阐述深孔爆破强制放顶的卸压机制。炸药在坚硬岩体中爆破,爆破孔周边的岩体受爆轰应力波作用产生大量裂隙并发生大幅度位移,使爆破孔周围的应力重新分布,厚层顶板垮落,降低了巷旁充填墙体的附加载荷,从而起到护巷作用。最后,在潘一矿东区1252(1)工作面进行超前深孔爆破强制放顶的现场应用,在经历工作面回采和充填留巷稳定阶段后,墙体整体维护效果良好,对类似条件下沿空留巷强制放顶具有很好的借鉴意义。     

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。     

高应力区分层开采冲击地压事故发生机理研究

以某矿厚硬顶板条件下特厚煤层上分层开采发生的巷道与工作面同时冲击的事故为背景,研究事故发生的机理与治理方法。研究表明:引起事故的主要力源来自上层煤煤柱、不等宽区段煤柱、巨厚坚硬顶板和大断层等形成的集中应力;主要冲击灾害体是巷道和工作面内的底煤;底煤发生冲击的主要力学机理是底煤在水平应力突变条件下发生屈曲破坏,并在垂直应力作用下发生冲击性滑移。提出了上层煤柱对下层煤采动影响范围与冲击危险范围的评估方法,为制定恢复生产方案提供了科学依据。根据发生事故的机理,制定并实施了恢复生产的方案,通过实施危险区卸压措施和建立冲击危险实时监测预警体系,工作面恢复了生产,保障了安全开采。     

深井综放面沿空顺槽超前液压支架选型研究

 支架选型是应用顺槽超前液压支架支护技术的关键。以新巨龙矿井1302工作面沿空顺槽超前液压支架选型为工程背景,分析沿空面侧向岩层结构与首采面的差异及综放面沿空顺槽支架–围岩关系。基于力矩平衡关系,建立确定沿空顺槽超前支护强度的力学模型,提出以岩层回转角为控制对象的观点;采用基本顶位态方程对沿空顺槽围岩变形进行预计,运用弹性力学理论计算煤柱及沿空顺槽实体帮的承载力,并以不发生“挤架”为原则,推导出基本顶的临界回转角为2.7°,沿空顺槽超前支护的临界强度为0.50 MPa,从而选择型号为ZTC30000/25/50的液压支架。最后,应用沿空顺槽表面位移观测结果,验证所选支架的合理性。研究结果对沿空顺槽超前支护强度的确定及支架选型具有参考意义。     

沿空留巷采场围岩力学特征数值模拟研究

为揭示沿空留巷采场上覆围岩的力学特征,以谢桥煤矿12418工作面地质和开采技术条件为背景,采用数值模拟进行了计算和分析。研究表明:工作面上覆围岩存在应力壳(高应力束组成)和老顶岩层承载结构,共同承担、传递和转移上覆岩体的荷载,工作面位于两者保护的低应力区内。工作面围岩破坏场发育在高应力集中区下的卸压区内,而破坏造成的离层区域位移量最大。沿空留巷的刚性充填体导致其自身和覆岩处于高应力状态,形成完整未破坏区域,降低了采空区上方破坏区的高度和范围,使本工作面采空区上方破坏区不能与临近破坏区贯通,瓦斯得不到有效释放和卸压。在倾向方向,工作面中部垂直位移大于上部和下部,对充填体产生向巷道内的水平推力,充填体水平位移较大,不利于巷道围岩稳定性控制。因此,合理控制充填体的强度和刚度是沿空留巷开采取得最佳效果的关键。     

综放巷内充填原位沿空留巷技术

针对综放沿空留巷的技术难点,在分析综放沿空留巷围岩结构力学模型的基础上,提出了巷内充填原位沿空留巷的新技术。此项技术有两个关键方面:一是大断面全煤巷道顶煤完整性的维护;二是大体积长距离充填体的整体稳定性控制。对巷内基本支护为梯形金属支架的原有巷道,提出了实施此项新技术的具体方案。现场工业性试验表明,该项技术的应用是成功而有效的,可在类似条件的综放工作面推广应用。     

深部沿空留巷围岩变形特征与支护技术

以淮南谢家集第一煤矿深部沿空留巷为工程背景,采用数值模拟分析巷道围岩变形与应力分布特征。详细介绍深部沿空留巷井下试验,包括巷内基本支护、加强支护与巷旁支护设计,从巷道掘进、留巷,一直到留巷复用各阶段的矿压监测数据。通过围岩、充填体位移与锚杆、锚索受力数据分析,评价支护效果。井下实践表明:采用高预应力、强力锚杆与锚索作为巷内基本支护,单体支柱配铰接顶梁为加强支护,及膏体充填巷旁支护,能够有效控制深部沿空留巷围岩的强烈变形,保持留巷稳定。基于数值模拟与井下试验研究成果,分析巷内基本支护、加强支护与巷旁支护的相互关系,指出深部沿空留巷在顶板断裂位置、基本顶回转及围岩长期蠕变等方面与浅部留巷有很大区别,并提出深部沿空留巷支护设计原则。针对井下试验中存在的问题,提出改进意见。     

浅埋房式采空区下长壁采场动载矿压发生机制

为了揭示浅埋房式采空区对下位煤层开采矿压显现的控制机制,降低工作面过房式采空区的动压显现强度和压架风险,以神东矿区霍洛湾煤矿2-2煤层房式采空区下3-1煤层长壁开采工作面动压特征为研究对象,将3-1煤层覆岩结构分为四类,利用理论分析和相似材料模拟等方法,系统研究了不同覆岩结构类型运动特征、力学模型及对3-1煤层长壁工作面的动压控制机制。结果表明:房式采空区稳定房柱下易形成上下位关键层双悬臂梁结构,双悬臂梁结构协同失稳是形成动载矿压的主要原因;房柱失稳区主关键层形成的不稳定砌体梁结构及靠近大煤柱未失稳的房柱随下位煤层开采滑落失稳是导致长壁工作面动载矿压发生的原因;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱失稳区时,工作面推出集中煤柱时的动载矿压是由于大煤柱两侧关键块已提前滑落失稳,两关键块间无作用力,倒梯形岩柱与亚关键层联合失稳作用结果;当3-1煤层工作面上覆前方为房柱稳定区时,工作面推出集中煤柱时,动载矿压是由房柱失稳所致。     

急倾斜三软厚煤层留小煤柱沿空护巷技术

在急倾斜三软厚煤层走向长壁俯伪斜采煤条件下实施留小煤柱沿空护巷十分困难,煤柱稳定性和巷道围岩变形极难控制。针对这一难题,提出了包含煤柱小角度锚固法和十字护顶方法的留小煤柱沿空护巷技术,有效解决了煤柱易沿顶底板剪切破坏并向巷内搓动的问题,降低了巷道软弱围岩的破碎程度和变形量。现场试验结果显示,留设小煤柱的完整性保持较好,其中相较于原支护方式顶底板移近量减少了40%,两帮收敛量则减少了42%,巷道围岩变形得到了有效控制。与此同时,还得到工作面前后方回采巷道的矿压显现呈现明显的6个分区,分别为工作面前方无影响区、工作面前方矿压显现影响区、工作面前方矿压显现强烈区、工作面后方顶板激烈活动区、工作面后方顶板活动减缓区和工作面后方基本稳定区。其中,工作面前方矿压显现强烈区和工作面后方顶板活动激烈区的范围明显大于缓斜近水平煤层,这为分区制定围岩控制措施提供了有利依据。所得研究成果可为我国急倾斜走向长壁俯伪斜工作面沿空护巷技术研究提供一定的补充。     

动压沿空双巷围岩破坏演化规律的试验研究

为分析沿空双巷围岩失稳破坏特征,采用大型物理模拟试验系统,结合数字照相分析技术,分别研究了沿空双巷无支护情况下围岩破坏演化全过程、围岩变形规律以及巷道围岩破裂形式。试验结果表明：在沿空双巷布置系统中,巷间煤柱成为围岩承载结构中的关键及薄弱部位,其压缩失稳是造成双巷顶板产生较大下沉位移的直接原因,而顶板的冒落破坏进而诱使巷道帮部围岩产生大面积的剪切破坏。沿空双巷围岩的失稳平衡过程主要分为初期弹塑性变形阶段、稳定过渡阶段、失稳破坏阶段、二次稳定阶段4个阶段。     

Deformation characteristics and reinforcement technology for entry subjected to mining-induced stresses

The entry at Zhangcun coal mine in Lu’an coal mining area in Shanxi Province suffered from severe mining-induced stresses with the heading face driven oppositely to an adjacent working face.In this paper,the characteristics of deformation and failure of the entry were investigated in terms of the tempo-spatial relations between heading and working faces through field study and numerical modeling.The three-dimensional(3D) finite difference models were built to investigate stresses,displacements and damages in the surrounding rocks of the entry and the working face.The field study includes selection of reinforcing methods and materials,design parameters,and determination of cable prestress.The monitoring data of entry deformation and stress along the cables during every stage were presented.The state of the reinforced entry was evaluated based on the monitoring data.The results demonstrate that before the heading face of the entry crosses the adjacent working face,the influence of advanced abutment pressure caused by adjacent working face upon the entry is not significant.After they cross each other,however,the lateral abutment pressure will have an evident impact on the entry.The displacement rate of the entry will be greatly increased and reaches a certain value within a certain distance between the heading face and the working face.Then,it will increase again with the presence of secondary mining-induced pressure on the entry when the present working face advances.The fully-grouted cable with short length,high strength and high prestress is an effective way to reinforce the entry suffering from severe mining-induced stresses,which greatly reduces the displacement and failure possibility of the entry.Finally,the principles and recommendations for reinforcing design of entries suffering from severe mining-induced stresses were proposed according to field study,numerical modeling and experiences from other coal mines.Problems encountered in field study and suggestions for reinforcement were also discussed.