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。     

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。     

综放异形煤柱沿空留巷锚网支护与加固技术研究

提出并实施了以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅的综合控制技术，形成了对受采动影响的巷道进行机理明确、在关键部位和关键时期进行有效控制的技术体系，并在理论上揭示了异形煤柱不同宽度处巷道支护的作用机理。通过现场实施，取得了较好的支护效果。     

沿空掘巷煤柱合理宽度研究与应用

沿空掘巷时周围岩体受二次采动影响,巷道围岩更易变形,矿压显现更为剧烈。护巷煤柱的合理留设是沿空掘巷技术成功实施的关键因素。煤柱的合理宽度应既能满足煤柱自身的稳定性,又能在巷道掘进和工作面回采期间利于巷道的维护。为了研究沿空掘巷煤柱的合理留设宽度,以某矿1622(3)工作面为背景基于内外应力场理论以及弹性核理论,考虑煤柱对巷道围岩变形的影响,进行理论分析确定了沿空掘巷煤柱宽度合理范围解析表达式,确定了煤柱合理宽度范围为4.8 m～6.9 m。通过数值模拟进一步分析了不同煤柱宽度时的煤柱的垂直应力分布及巷道围岩变形,最终选取煤柱宽度为5 m。将研究结果应用于实际,现场观测数据表明,该煤柱宽度对控制巷道围岩变形,维护巷道及煤柱的稳定性起到了良好的作用。     

大采高沿空掘巷留设煤柱合理宽度研究与实践

沿空掘巷容易对周围岩层造成二次影响,伴随围岩变形的增大矿压显现强烈,合理的护巷煤柱宽度成为沿空掘巷的关键。为了厘清沿空掘巷的合理宽度煤柱留设,以山西某煤矿为工程背景,利用理论研究与数值模拟相互印证的方法,得出最佳契合现场条件的煤柱宽度。经现场实测,煤柱宽度为8 m时,可有效控制沿空巷道围岩变形量,有利于维护大采高工作面沿空巷道及煤柱自身的整体稳定性。     

深井沿空掘巷小煤柱合理宽度留设数值模拟研究

窄煤柱沿空掘巷是提高煤炭采出率的有效方法之一,本文通过数值计算方法,研究了沿空掘巷不同煤柱宽度和巷道支护强度时煤柱的应力场和位移场,提出沿空掘巷小煤柱的合理宽度的留设方法.研究结果表明:巷道掘进期间,煤柱较窄时,煤柱内中心位置承受的最大垂直应力随煤柱宽度增加变化较大,当煤柱宽度达到5 m后,增大煤柱宽度,最大垂直应力变...     

回采工作面多巷布置留巷围岩变形特征与支护技术

 以晋城矿区回采工作面多巷布置留巷为工程背景,基于大量实测数据,分析留巷围岩变形与破坏的特征及机制。采用数值模拟软件FLAC3D研究巷道布置方式、煤柱尺寸、回采工作面宽度等参数对留巷围岩变形与破坏的影响,分析留巷及采煤工作面周围的应力分布。在此基础上,提出适合留巷特点的巷道支护形式与参数。在井下进行支护试验,监测留巷从掘进到报废全过程的围岩位移与支护体受力,评价支护效果。研究结果表明：留巷在受到本工作面超前支承压力作用后,围岩位移虽有增加,但变化不大;在本工作面后方一定距离围岩位移急剧增加,并在50～200 m范围内位移速度达到最大值,之后逐步趋于稳定;当留巷受到下一个工作面超前支承压力作用后,围岩位移再次显著增加。留巷围岩变形与巷道布置方式、煤柱尺寸及回采工作面参数密切相关。高预应力强力锚杆与锚索支护、全锚索支护是比较适合留巷的支护方式,能够大幅度减少围岩位移,保持巷道长期稳定。最后分析存在的问题,并提出改进意见。     

综放巷内充填原位沿空留巷充填体支护阻力研究

在综放巷内充填原位沿空留巷技术基础上,根据岩层控制的关键层理论,建立综放巷内充填原位沿空留巷围岩结构力学模型,推导出不同地质条件下巷内充填体的支护阻力计算公式,并对围岩与巷内充填体之间的相互作用机制进行深入分析。研究结果表明,留巷围岩的稳定性与充填体的支护阻力和巷内支护方法密切相关。采用锚梁网索巷内支护技术结合及时巷内充填和加强临时支护等工艺措施,可形成良好的充填体-围岩共同承载体系,能充分发挥留巷围岩的自承能力,增强巷道整体性,有效减小需由充填体来平衡的围岩载荷。现场工业性试验表明,该项技术的应用是成功而有效的,综放巷内充填原位沿空留巷围岩结构力学模型和支护阻力计算公式是合理的,可在类似条件的综放工作面中推广应用。     

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。     

小煤柱重复动压影响巷道预应力让压锚杆支护

巨野煤田彭庄煤矿为了避免因掘进、回采带来的涌水影响，需在工作面回采前预掘下个工作面轨道巷作泄水巷。该巷将经历数次动压影响，巷道支护极为困难。为确保巷道支护成功，采用了高强高预应力锚杆让压支护系统，通过观测数据的评价与分析，提出小煤柱沿空送巷的支护和掘进的比例关系，为该矿小煤柱沿空送巷的一次支护成功，提供了分析与改进的理论依据，为该类似条件下的巷道支护与掘进提供了有益的经验和借鉴。     

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。     

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.     

沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究

通过数值计算分析，研究了综放沿空掘巷围岩变形及窄煤柱的稳定性与煤柱宽度、煤层力学性质及锚杆支护强度之间的关系，提出一个新观点，即高强度锚杆支护的窄煤柱是沿空掘巷围岩承载结构中的一个重要组成部分，并针对不同煤层条件确定了相应的窄煤柱合理宽度，并将研究结果成功地应用于工程实践。     

Innovation and future of mining rock mechanics

The 121 mining method of longwall mining first proposed in England has been widely used around the world.This method requires excavation of two mining roadways and reservation of one coal pillar to mine one working face.Due to considerable excavation of roadway,the mining roadway is generally destroyed during coal mining.The stress concentration in the coal pillar can cause large deformation of surrounding rocks,rockbursts and other disasters,and subsequently a large volume of coal pillar resources will be wasted.To improve the coal recovery rate and reduce excavation of the mining roadway,the 111 mining method of longwall mining was proposed in the former Soviet Union based on the 121 mining method.The 111 mining method requires excavation of one mining roadway and setting one filling body to replace the coal pillar while maintaining another mining roadway to mine one working face.However,because the stress transfer structure of roadway and working face roof has not changed,the problem of stress concentration in the surrounding rocks of roadway has not been well solved.To solve the above problems,the conventional concept utilizing high-strength support to resist the mining pressure for the 121 and 111 mining methods should be updated.The idea is to utilize mining pressure and expansion characteristics of the collapsed rock mass in the goaf to automatically form roadways,avoiding roadway excavation and waste of coal pillar.Based on the basic principles of mining rock mechanics,the“equilibrium mining”theory and the“short cantilever beam”mechanical model are proposed.Key technologies,such as roof directional presplitting technology,negative Poisson’s ratio(NPR)high-prestress constant-resistance support technology,and gangue blocking support technology,are developed following the“equilibrium mining”theory.Accordingly,the 110 and N00 mining methods of an automatically formed roadway(AFR)by roof cutting and pressure releasing without pillars are proposed.The mining methods have been applied to a large number of coal mines with different overburdens,coal seam thicknesses,roof types and gases in China,realizing the integrated mode of coal mining and roadway retaining.On this basis,in view of the complex geological conditions and intelligent mining demand of coal mines,an intelligent and unmanned development direction of the“equilibrium mining”method is prospected.     

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。     

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。     

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。     

综放沿空巷道顶煤受力变形分析

根据砌体梁理论 ,老顶以给定变形方式作用于综放沿空巷道围岩 ,应用能量原理分析了巷道围岩的变形机理 ,建立了巷道顶煤的力学模型 ,运用变分法对老顶给定变形下顶煤的变形进行了初步求解 ,并对顶煤下沉量与支护阻力、煤体弹性模量、巷道宽度的关系进行了探讨。