双巷掘进留窄小煤柱布置方式及围岩稳定性控制技术

为解决传统双巷掘进资源采出率低和沿空掘巷采掘接替紧张难题，以翟镇煤矿下组煤一采区11502工作面为工程试验对象，创新性提出留窄小煤柱双巷同时掘进巷道的布置方法，同时构建小煤柱高强复合加固支护技术。采用理论分析、试验测试结合数值模拟等综合研究方法，对留窄小煤柱双巷掘进布置原理及煤柱加固支护技术进行深入研究探索。结果表明，双巷掘进留窄小煤柱技术能够实现采区工作面顺序接替，有效提高采区采出率；提出的小煤柱综合加固支护技术以超前断顶卸压、对穿锚索提高煤柱自身承载力以及钢管混凝土墩柱高强辅助加强支护为主体，避免了小煤柱过早进入塑性状态而发生整体失稳破坏，能够有效保持长期稳定。基于覆岩组合结构理论建立煤柱–顶板结构力学模型，研究煤柱上方支承压力分布规律与大小，建立双巷掘进小煤柱加固支护设计方法。通过数值模拟验证，该技术与传统沿空掘巷相比，能够更好地控制巷道围岩变形，煤柱体的帮鼓变形量和巷道变形量均得到了有效降低。     

孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用

 孤岛工作面沿空掘巷矿压显现剧烈,支护难度大。若支护参数设计不当,巷道支护失败,必将极大影响工作面安全回采。以淮南潘三矿1251(3)孤岛工作面回风巷为工程背景,采用FLAC3D软件研究孤岛工作面沿空掘巷超前支承压力分布特征。通过建立孤岛工作面沿空掘巷基本顶的力学模型,推导出受动压影响时巷道顶板下沉量的计算公式。研究结果表明,孤岛工作面超前支承压力增加明显,孤岛工作面沿空掘巷围岩变形量剧增,其支护难度大大增加。在获得以上研究结果的基础上,分别对试验巷道掘进期间支护参数和回采期间加固参数进行设计。工程实践表明,锚网索和注浆加固联合支护可有效地控制孤岛工作面沿空掘巷围岩的变形,研究结果可在类似条件下推广应用。     

大同矿区特厚煤层综放回采巷道强矿压显现机制及控制技术

为保证大同矿区特厚煤层开采过程中临空巷道超前支护段的稳定性与可用性,采用理论分析与现场实测相结合的方法,得到巷道超前支护段的强矿压显现机制。研究表明:侏罗系煤层采空区区段煤柱应力集中影响区深度仅50~70 m,不足以影响石炭系工作面回采巷道的强矿压显现;石炭系工作面临空巷超前支护段的强矿压显现,主要受工作面采动超前支承压力及相邻工作面采空区悬顶的双向高支承压力的影响,且当工作面过上覆煤层采空区边界煤柱后,侏罗系煤层顶板大结构被重新激活,再次运动失稳,加剧了临空巷道的强矿压显现。提出并实施巷道顶板水压致裂有效控制技术,对同忻矿8105工作面5105临空巷实施定向高压水力致裂,实现巷道围岩高应力的转移,大大降低了临空巷超前支护段的强矿压显现强度,取得良好的临空巷卸压效果,保证了特厚煤层综放工作面的正常生产。     

超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究

为了确定超长孤岛综放工作面巷道煤柱的合理尺寸,采用FLAC3D软件模拟分析了不同长度孤岛综放工作面不同宽度煤柱的支承压力与变形破坏规律。初采期间,大煤柱(宽20m)倾向支承压力整体上随着至巷帮距离的增大而减小;随着工作面推进而增大。小煤柱(宽4～6m)初采期间走向支承压力峰值随工作面推进而增大,且峰值超前煤壁的距离也增大;正常推进期间,随顶板变形逐渐趋于稳定,支承压力峰值降低,但煤柱压力峰值至煤壁前方煤体支承压力影响范围内压力增高。煤柱支承压力峰值超前煤壁一定距离,且此距离随工作面长度加大而减小。加长孤岛综放工作面长度,护巷大煤柱和小煤柱的支承压力均减小,可以减小护巷煤柱宽度。     

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。     

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。     

大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理与支护技术

为解决大倾角煤层旋采巷道围岩变形控制难题,以潘北矿12124大倾角煤层回采巷道为工程背景,采用现场试验、理论分析与数值模拟相结合的方法,研究了旋采巷道破坏规律及上采空区支承压力对巷道的影响,分析得出大倾角煤层旋采巷道围岩破坏机理。结果表明:(1)旋采巷道拐点处断面较大,且受到上采空区及超前支承压力影响,巷道应力值增大,支护体压缩破坏失稳;(2)旋采至拐点前10 m处采空区煤柱应力与采动应力贯通,同时大倾角下巷道受到上覆岩层剪切应力影响,巷道变形增大。通过分析及工程实践,提出并实施了巷道卧底扩刷、锚网索联合支护方式,有效控制巷道变形,取得较好的社会效益。     

断层构造影响下切顶卸压自动成巷矿压规律及围岩控制

以下山峁煤矿9101工作面回风顺槽过断层留巷为工程背景,开展断层构造影响下切顶成巷现场工程试验,并重点研究该条件下的矿压分布规律及围岩控制技术。研究表明,断层构造影响下,成巷过程具有明显的阶段性特征。当工作面于盘间过渡开采时,由于断层构造本身的易活化性导致留巷稳定性及矿压分布规律较常规开采有显著区别。断层构造带附近,工作面超前支承压力较常规地质条件增大约55.1%。工作面过断层后,由于盘间滑移传递力减小,工作面超前支承压力出现突降现象。工作面内,断层影响下的来压波动更剧烈,支架平均荷载较常规地质条件增大了约47%。滞后工作面成巷区,临时支护结构受力较常规地质区增大了约20.5%,碎石帮趋于稳定的距离较常规地质区增加了约13 m。针对断层影响区压力强、变形大的特点,提出巷内采用"切顶护帮支架+门式支架+单体支柱"为主的临时支护技术,实体煤帮采用"W钢带+NPR恒阻锚索"为主的控帮技术,碎石帮采用连体式U型钢进行挡矸支护。采用新型支护体系后,顶板最终变形较常规支护减少了约74%,实体煤帮变形减少了72%,碎石帮变形减少了约71%,巷道围岩变形得到有效控制。     

沿空巷道围岩破坏规律研究

为研究回采条件下沿空留软岩巷围岩变形与破坏,采用理论分析方法总结了沿空留巷围岩应力场分布规律及围岩大变形的破坏机理,通过室内试验方法获得工作面不同围岩的物理力学性质,根据围岩的受力特征及岩性的力学特性,设计了矩形巷道断面的支护结构设计。采用有限差分方法建立回采条件下软岩巷道的数值模型,并数值模拟开采影响下不同支护条件的软岩巷道变形和破坏规律,通过建立锚杆和锚索的数值单元来模拟不同支护方案下围岩的变形和破坏规律,最终得出了一些有意义的结论。     

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。     

近距离跨采对巷道围岩稳定性影响分析

针对近距离跨采时，工作面与底板岩巷的不同空间位置关系，采用数值力学分析，详细地分析了工作面开采引起的围岩应力演化过程及特点、近距离跨采引起底板岩巷围岩位移的特点以及巷道位置对其围岩稳定性的影响。研究结果表明，煤柱上支承压力分布是开采影响岩层相互作用的结果，是开采引起集中应力在煤层与直接顶界面上的直接反映。近距离跨采巷道围岩位移受开采引起的整体位移场影响较大，而不单纯决定于煤柱侧支承压力的作用。留设保护煤柱时，底板岩巷应位于集中应力区的外侧或跨采时工作面应推过足够距离，使巷道靠近采空区应力恢复区的下方。最后通过实例给予了分析。     

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。     

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。     

煤矿巷道锚杆支护应用实例分析

 在分析锚杆支护作用机制的基础上,提出高预应力、强力支护理论,强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用;指出对于复杂困难巷道,应尽量实现一次支护就能有效控制围岩变形与破坏;介绍煤矿开发出的锚杆支护成套技术,包括巷道围岩地质力学测试技术、动态信息锚杆支护设计方法、高强度锚杆与锚索支护材料、支护工程质量检测与矿压监测技术,以及锚固与注浆联合加固技术;在分析煤矿巷道类型与特点的基础上,介绍高预应力、强力锚杆支护理论与技术的典型应用实例,包括千米深井巷道、软岩巷道、强烈动压影响巷道、大断面开切眼、深部沿空掘巷与留巷、采空区内留巷及松软破碎硐室加固。基于这些复杂困难巷道的特点与地质力学测试结果,进行巷道支护设计,通过矿压监测数据分析与信息反馈,评价支护设计的合理性与围岩稳定性。实践表明,采用高预应力、强力锚杆支护系统,必要时配合注浆加固,能够有效控制巷道围岩的强烈变形,并取得良好的支护效果。     

洞空巷道底鼓力学原理及控制技术的研究

应用数值模拟方法对沿空巷道围岩的应力分布和底鼓过程进行了分析,认为沿空巷道靠近采空区的底板中无水平应力的影响,底板岩层在实体煤帮高应力的作用下向巷道内和采空区运动形成底鼓,而窄煤柱在底鼓过程中起到了抑制作用.同时介绍了沿空巷道的底鼓控制技术及其在工程实践中的应用.     

深部厚煤层综放沿空掘巷煤柱合理宽度试验研究

 煤柱合理宽度的确定是影响综放沿空掘巷围岩稳定性的重要因素。以深部厚煤层综放沿空掘巷赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,首次提出一种新型侧向支承压力监测方法,通过现场应力监测和数值模拟相结合的研究方法确定区段煤柱合理留设宽度。现场应力监测与数值模拟结果显示,采空区侧向支承压力影响范围为50～56 m,低应力区宽度为12～15 m,考虑沿空巷道应处于应力降低区内,煤柱留设宽度不应大于7～10 m;同时,从有利于锚杆锚固出发,煤柱宽度不应小于4 m。综合考虑煤柱稳定性、次生灾害控制及煤炭资源回收等因素,最终确定煤柱留设宽度为5 m。采用大型地质力学模型试验与现场试验对煤柱宽度合理性进行验证,结果表明,巷道表面位移均呈现沿空帮＞顶板＞实体帮＞底板的变化趋势,掘巷稳定后,现场实测顶底板移近量最大为271 mm,两帮移近量最大为359 mm,巷道围岩控制效果较好;同时,锚杆、锚索受力均在其屈服范围内,并为回采期间预留充足的余量。研究结果可为类似开采条件下的区段煤柱宽度确定提供参考依据。     

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。     

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。