基于基本顶断裂位置的综放窄煤柱煤巷非对称支护技术研究

针对王家岭煤矿20103综放窄煤柱煤巷顶板支护过程中出现的非对称大变形控制难题,采用钻孔窥视法对基本顶断裂位置和顶板双向移动特征进行现场实测,结合顶板煤体微裂隙非对称演化过程的CT识别,提出槽钢简式桁架锚索与单体锚索平行布置非对称支护技术,并对其组成结构和控制机制进行系统研究。得出:(1)距20103掘进工作面100~300 m长度区间,基本顶在窄煤柱上方距巷道横截面铅垂中心轴2.918 m位置断裂;(2)基本顶断裂后回转下沉引起巷道顶板发生两次离层和水平错动:一次离层和水平错动导致煤柱侧顶板沿巷道长度方向区域性断裂,二次离层和水平错动诱发煤柱侧顶板局部冒漏;(3)窄煤柱煤巷顶板煤体微裂隙演化过程具有明显的不对称性:水平错动带煤体微裂隙数量、发育速度和贯通速度大于扰动稳定带煤体微裂隙数量、发育速度和贯通速度;(4)槽钢简式桁架锚索和单体锚索平行布置非对称支护机制:重点突出、刚柔并济、点线结合、均衡承载。20103窄煤柱煤巷采用槽钢简式桁架锚索和单体锚索平行布置非对称支护技术,煤柱侧顶板和回采侧顶板变形协调一致,围岩控制效果良好,研究成果对类似工程条件的巷道支护具有一定的理论意义和实用价值。     

大倾角煤层回采巷道非对称锚网索支护与实践

根据淮南矿区大倾角(25°～45°)煤层开采地质和技术条件,采用物理模拟综合分析了大倾角煤层回采巷道围岩结构特征及采用锚杆支护时的围岩变形、破坏、应力演化等力学特征,揭示了大倾角煤层回采巷道围岩力学特征非对称演化机理.研究表明,实体煤回采巷道应重点支护顶板和高帮,而留小煤柱回采巷道应重点支护顶板和低帮.基于巷道围岩力学特征的非对称性,提出并实施了大倾角煤层实体煤回采巷道和留小煤柱回采巷道的非对称锚网索支护方法.工程应用表明,非对称锚网索支护能适应大倾角煤层回采巷道围岩结构和力学特征,有效控制巷道围岩变形.     

极近距离煤层采空区煤柱下回采巷道支护技术

针对极近距离煤层采空区遗留煤柱造成巷道大变形的问题,运用理论计算和力学分析研究新旺煤矿3101工作面回采巷道顶板破坏特征与破坏机理。提出采用锚网索+锚注+释压联合支护的方案,解析该方案的作用机理:锚网索支护与锚注支护解决顶板变形量大的问题,释压材料缓解巷道大变形造成的影响。采用FLAC~(3D)数值模拟分析在原始支护方案与新的联合支护方案下巷道顶板垂直位移量和围岩塑性区分布的变化规律:采用锚网索+锚注+释压联合支护方案时,巷道顶板垂直位移量由569 mm减小为143 mm,缩减了近75%,塑性区分布也缩小了50%。结合工程实践,证明所提联合支护方案可有效解决新旺煤矿采空区下巷道大变形问题,可为解决极近距离煤层巷道围岩的稳定性问题提供理论依据。     

煤柱尺寸留设与巷道围岩稳定性关系实验研究

煤柱尺寸大小影响巷道围岩稳定性,通过不同煤柱尺寸软煤巷道围岩变形与应力分布相似模拟实验,研究了不同煤柱尺寸下巷道围岩裂隙、岩层移动的演化特征与巷道围岩应力、支架载荷的分布规律,确定了巷道围岩初始扰动与临界失稳的煤柱尺寸。结果表明:软煤平巷围岩裂隙演化特征表现为两帮煤体裂隙水平扩展后的顶板裂隙产生,围岩失稳诱发点为巷道两帮上角部;当煤柱尺寸小于300 mm后,巷道两帮表现为非对称塑性破坏后顶板裂隙扩展的加剧,顶板下沉量、两帮移近量与巷道围岩应力、支架载荷变化剧烈,围岩与支架最大应力集中系数分别为2.53和1.67;当煤柱尺寸为150 mm时,煤柱两侧的巷道围岩裂隙与采区煤壁裂隙贯通,煤柱呈屈服承载状态,巷道支架载荷右侧大于左侧,巷道围岩稳定性降低;对巷道围岩稳定性产生影响的煤柱尺寸为300 mm,保证巷道围岩稳定性的最小煤柱尺寸为150 mm。     

深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策

 针对深部倾斜岩层巷道围岩在开挖支护后所表现出的非对称变形破坏现象,对其变形破坏机制及耦合控制对策进行了数值模拟与工程应用研究。研究结果表明,深部倾斜岩层巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位是产生非对称变形破坏的关键部位;非对称变形破坏的机制主要表现为受岩体结构的非对称性影响而产生的层间剪切滑移变形机制及高应力扩容变形机制等差异性变形机制。基于上述研究,提出非对称耦合控制对策,即在锚网索耦合支护的基础上,利用锚索、底角锚杆等对产生差异性变形破坏的关键部位进行加强支护,从而达到控制巷道非对称变形的目的。数值模拟与工程应用结果表明,采用非对称耦合支护形式,可以有效地消除巷道围岩关键部位产生的差异性变形,巷道围岩稳定性大大提高。     

预应力桁架锚索支护模拟分析与应用

为有效控制煤矿巷道围岩变形,提出了预应力桁架锚索支护方案,利用有限差分软件FLAC进行了数值模拟,优化了桁架锚索角度、长度及锚索孔口与煤帮距离,并将研究结果应用于现场实践中,顶板下沉量被控制在120 mm以内,表明桁架锚索能有效抑制巷道围岩的变形破坏。     

深井三软煤巷锚杆支护技术研究

深井三软煤巷是地压大围岩变形剧烈的一类极难维护回采巷道。分析该类巷道围岩的层状赋存特点及软弱破碎条件,提出加固帮角控制围岩稳定、高阻让压支护限制围岩变形和强化顶板保证安全的支护原理,并研究了合理的锚杆支护技术和帮顶锚固方式,包括顶板全长树脂锚固锚带网支护与两帮角小孔径加长树脂锚固可拉伸锚杆支护技术。最后介绍一个工程实例     

STUDY OF DOUBLE-CABLE-TRUSS CONTROLLING SYSTEM FOR LARGE SECTION COAL ROADWAY OF DEEP MINE AND ITS PRACTICE

 针对深井大断面煤巷围岩支护过程中出现的顶帮大变形控制难题,综合现场调研、数值模拟、理论分析、井下试验及现场实测,分析围岩变形破坏特征,提出高应力大断面巷道围岩控制系统--双锚索桁架,并对其组成结构、控制机制、支护优越性、应力场分布特征、关键支护参数等进行系统化研究,得出：(1) 深井大断面煤巷围岩变形特征为：移近量大、敏感系数高、变形具有持续性及破坏针对性强;(2) 新型双锚索桁架控制系统在巷道围岩中形成厚承载层和梯次锚固体结构,提高锚固岩层抗拉(剪)强度,保障巷道围岩和支护结构的稳定性;(3) 模拟得出双锚索桁架在岩层中形成垂直顶板(帮)均匀预应力带,预应力分散度低,影响范围集中于锚索锚固点区域3～5 m处;(4) 详细介绍井下运用双锚索桁架控制系统的一典型深井大断面煤巷成功实例。研究成果在邢东矿区获得全面应用,对类似条件工程的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

松软煤层托顶煤巷道煤柱宽度优化及控制技术

以芦沟煤矿32081工作面为工程背景,采用数值模拟和现场实测等方法,研究了松软煤层沿空掘巷托顶煤巷道的变形特征及控制技术。结果表明:不同煤柱宽度下,巷道变形量的变化幅度由大到小的顺序是煤柱帮(498 mm)、顶板(260 mm)、实体煤帮(135 mm)、底板(105 mm)。以6 m煤柱宽度围岩变形最为理想,在沿空掘巷中顶底板变形和两帮变形都是巷道变形的主要方面,而在两帮变形中,小煤柱帮变形量占76%左右,在顶底板变形中,顶板变形占80%左右,得出巷道顶煤和煤柱帮是支护的关键部位。据此,提出了高强度锚网保证围岩完整,长锚索控制顶板稳定、在帮角布置加强锚杆的帮顶协同控制综合技术。通过现场实测表明,该支护方案对于此类巷道的围岩变形量有较好的控制效果,对于类似巷道的支护技术也提供了参考和借鉴。     

火成岩侵蚀复合顶板煤巷支护对策研究

杨庄煤矿45210工作面埋深大,顶板为复合顶板,受火成岩侵蚀,易发生突然冒顶等灾害。笔者采用数值模拟和现场观测分析方法,认为该巷道变形破坏机制为:因火成岩侵袭复合顶板倾斜煤巷,顶板煤岩层粘聚力和抗拉强度降低;巷道开挖卸荷后,在竖向应力作用下,顶板受拉破坏严重,顶板下沉量增加,引起煤帮受拉破坏,两帮移近量增加;集中应力区由巷道围岩表面向围岩深部不断转移,围岩塑性区由巷道表面向深处逐渐扩张,最终导致巷道的变形和破坏;提出了“强顶、固帮”的支护对策。现场试验表明,与原设计方案相比,新设计方案可有效控制巷道围岩变形,降低巷道变形量达50%以上,取得了良好的支护效果。     

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。     

Non-harmonious deformation controlling of gob-side entry in thin coal seam under dynamic pressure

The behavior of gob-side entry under dynamic pressure is totally different from the one driven after the movement of overlying strata above the adjacent coalface goal. The gob-side entry will experience severe roof lateral structural adjustments caused by adjacent coalface mining. Thus the deformation and failure characteristics of narrow coal pillar along the gob should be carefully considered. On the basis of the data of the gob-side entry obtained in a thin coal seam under dynamic pressure, the measures to reinforce the narrow coal pillar are put forward. In addition, the non-harmonious controlling of the rock structures and non-equilibrium gob-side entry deformation is proposed to avoid potential failure. Field practices show that the supporting problems of the gob-side entry under dynamic pressure can be well addressed, which could be used in other similar minin~ cases.     

充填开采的协作支撑系统及其力学特征

针对"三下"煤炭充填开采引起的岩层移动与控制问题,根据充填开采特点,重点考虑充填体、煤柱和承重岩层的共同协调作用,提出"充填体+煤柱+承重岩层"协作支撑系统这一概念。运用岩石力学、围岩控制原理及其相关理论分别分析充填体的支护作用机制、煤柱的支撑条件、协作支撑系统的力学作用过程及稳定条件,研究结果表明:充填体的支护作用体现在对煤柱的侧向加固和对承重岩层的竖向支撑;充填体对煤柱的侧向应力应满足一定条件才能保证煤柱对上覆岩层产生较大的支撑力;"充填体+煤柱+承重岩层"协作支撑系统的力学作用过程分别经历了上覆岩层的加速下沉、加速或匀速下沉、减速下沉、平稳这4个主要阶段,分析得到"充填体+煤柱+承重岩层"协作支撑系统的稳定条件,并发现充填体的压实度和充填率越大,对形成和提高"充填体+煤柱+承重岩层"协作控制体系的整体性、改善受力环境就越有利,最终能最大限度地控制岩层移动及地表沉降。最后,将"充填体+煤柱+承重岩层"协作支撑系统理论应用于周源山煤矿的"三下"充填开采当中,结果表明,在进行充填设计时,至少应将充填体的压实度Dr提高到0.8以上,充填率Ff控制在90%以上,才能将地表沉降控制到最小值,该结果与数值计算结果较为接近。     

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。     

无煤柱自成巷聚能切缝技术及其对围岩应力演化的影响研究

 基于切顶短臂梁理论,分析无煤柱切顶自成巷技术原理,结合柠条塔矿施工经验,总结出“支、切、护、封”四步成巷工艺。通过建立联孔聚能爆破力学模型,分析无煤柱自成巷聚能爆破机制,得出联孔爆破损伤贯通判据条件,并结合试验巷道围岩特性,进行聚能切缝关键参数设计。综合运用理论分析、数值模拟及现场实测,对无煤柱自成巷切缝前后工作面和巷道矿压分布规律和演变机制进行系统研究。结果表明,由于切缝结构面切断巷道顶板与工作面顶板岩体间的应力传递路径,改变顶板岩层结构形态,工作面和巷道矿压分布发生明显变化。切缝对工作面矿压影响有一定范围,切缝影响区内周期来压强度有所减小,周期来压步距有所增大。切缝引起的充填结构的支撑作用是造成工作面顶板压力减小的直接原因,来压控制关键层上的有效荷载减小是导致来压步距增大的根本原因。受切缝影响,碎石帮顶板岩体将经历“垮落→压实→稳定”的演变过程,充分利用采空区碎胀矸石的自承载特性和巷道围岩的协同支撑作用,可有效减小支护强度,增强巷道稳定性。     

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。     

Empirical approach for designing of support system in mechanized coal pillar mining

Mechanized room-and-pillar system of coal pillar mining using side dump loading machine or load haul dumper machine, or by continuous miner, is the presently most dominant underground method of extraction in India. Under this method of extraction, strata control is a major problem affecting safety and productivity of the mine. As per existing Director General of Mine Safety guidelines, systematic support rules must be followed at the depillaring faces irrespective of immediate roof rock type and competency. Therefore, there is a high chance that sometimes these systematic support rules give unnecessarily high support, or sometimes inadequate support, which may lead to roof failure at the face. As a result, there is a big loss of life and material including coal in terms of left-out ribs/stooks and other associated mining equipment deployed at the faces. Therefore, in the present paper, authors attempted to develop generalized empirical equations for estimating the required support load density at different places of the face based on geotechnical parameters of the mine and physico-mechanical properties of the immediate roof rocks for designing of support system during mechanized coal pillar mining.