区段煤柱变形光纤光栅监测应用研究

针对近距离煤层下伏工作面过上覆遗留煤柱时,发生动静载叠加诱发强矿压显现,导致区段煤柱发生变形失稳造成人员伤亡和设备破坏。为探索基于光纤光栅实时监测区段煤柱变形发育特征,分析进、出遗留煤柱阶段矿压显现机理,将FBG、光栅应力计的光测方法相结合,结合现场实测的区段煤柱变形应力应变水平参量变化规律,研究煤柱应变空间分布规律及回采过程中工作面前方煤柱内部应变时域响应特征,验证光测方法在煤体应变水平观测的可行性。结果表明:工作面回采经过上覆遗留煤柱期间,区段煤柱顶板受集中应力影响,上部岩层块体破断并发生回转导致煤柱载荷增加,随着工作面推进覆岩断裂进一步向上传递,关键层断裂回转发生导致工作面来压,最终导致区段煤柱变形失稳。根据现场光栅应变增量幅度判断煤柱内局部变形的剧烈程度,在集中应力作用下,区段煤柱变形时发生最大应变为650×10^(-6),上覆岩层集中应力造成煤柱应变水平峰值位置为煤柱宽度11.5 m,沿煤柱宽度方向应变表现出先增加后减小然后趋于稳定的趋势,内部应变随采动过程中影响范围在5 m左右。综合研究工作面回采经过上覆遗留煤柱时应变对区段煤柱发生变形失稳的特点和规律,以及应变水平变化和煤柱物理力学性质,得到煤柱破坏的前兆特征,在外力作用下达到变形峰值前对煤柱提前进行卸压和防护的安全处理。

远距离下保护层开采遗留煤柱对被保护层回采的影响研究

为探究远距离下保护层开采遗留煤柱对被保护层回采效果的影响,以平顶山六矿戊_(8)煤层的戊_(8)-22310机巷和戊_(8)-32010风巷之间遗留宽度为4 m的区段煤柱和丁_(5-6)-22190工作面为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场实测结合的方法,研究了煤柱影响范围、煤柱区域垂直应力分布及影响区相关参数变化规律。结果表明:宽4 m遗留煤柱的影响范围为27.3 m,极限强度为25.9 MPa,塑性区宽度为2.26 m,弹性区宽度为2.68 m;煤柱两侧工作面均回采后,其承载的最大垂直应力87.9 MPa,远超煤柱本身的承载极限;在煤柱影响范围内测得的残余瓦斯含量、压力与卸压保护区无明显差异,并均小于突出危险临界值,煤柱影响区内瓦斯得到较好释放;煤柱影响范围内未产生明显应力集中现象,遗留小煤柱对被保护效果影响较小,保护效果在倾向上有连续性,对被保护层工作面回采影响小。

宽高比对煤柱型冲击地压影响规律的实验研究

我国深部煤炭开采日趋复杂,区段煤柱在采动、构造或坚硬顶底板影响下极易诱发煤柱型冲击地压,煤柱型冲击地压的防治已成为煤矿安全高效开采的难题,研究不同宽高比条件下区段煤柱的力学性能及冲击破坏特性对煤柱型冲击地压防治具有积极意义。采用不同宽高比煤样的“岩-煤-岩”组合体进行了单轴压缩实验,通过分析煤岩组合体的冲击倾向性、动态破坏特征、分形维数和声发射特征参数等,研究了宽高比对煤柱冲击破坏的影响规律。结果发现:①煤柱的宽高比对煤岩组合体的冲击倾向性具有显著影响,宽高比不小于2∶1时,其冲击能量指数K_(E)为1.82~2.65,冲击倾向性无明显变化;小于2∶1时冲击倾向性呈先升高后降低的趋势,1∶1时K_(E)最大,达到了15.43。②随宽高比减小,煤岩组合体破坏特征依次表现为:拉压破坏—压剪破坏—拉剪破坏。煤柱宽高比为5∶1~3∶1时,煤岩组合体破坏较为缓慢;宽高比为2∶1时开始出现片状煤屑弹出,冲击破坏剧烈程度较低;宽高比为1∶1和0.75∶1时,具有明显的冲击破坏特性;宽高比为0.5∶1时,煤岩组合体整体稳定性下降,相对0.75∶1煤岩组合体煤柱破坏的剧烈程度降低。③峰后声发射能量释放率与分形维数D变化规律相似,均随宽高比减小呈先升高后降低的趋势。宽高比不小于2∶1时,煤岩组合体破坏过程中能量持续释放时间较长,煤柱破坏平缓;宽高比为1∶1时,能量释放率和D值明显增大,相较宽高比不小于2∶1煤岩组合体的能量释放率增大了约4倍,D值增大了0.18~0.23,煤柱冲击破坏最为剧烈;宽高比0.75∶1煤岩组合体能量释放率与D值分别降低了约10%和0.01,破坏剧烈程度与1∶1煤岩组合体相近;宽高比减小至0.5∶1时,相关参数的降低幅度约为0.75∶1煤岩组合体的6倍,破坏剧烈程度相对较小。研究表明:宽高比对煤柱的冲击破坏具有显著影响,整体上,煤柱冲击破坏剧烈程度随宽高比减小(5∶1~0.5∶1)呈先升高后逐渐降低的趋势;煤柱宽高比大于3∶1时,煤柱冲击危险性相对较小,煤柱宽高比为1∶1和0.75∶1时冲击危险性较大,0.5∶1次之。

煤柱承载计算方法改进及尺寸优化

以禾草沟一矿为工程背景,通过监测相邻工作面区段煤柱侧向支承应力分布、内应力场分布范围,分析了工作面采动应力影响范围及程度,研究了不同区段煤柱宽度下采空区应力分布特征、区段煤柱载荷分布形态及演化特征。为15214工作面与15216工作面区段护巷煤柱留设提供依据。综合理论分析,得到结论:改进煤柱支承能力计算公式,并考虑煤柱尺寸效应对煤柱尺寸进行优化,将15214工作面与15216工作面之间的区段煤柱从之前的20 m调整到5 m。

基于BOTDR的区段煤柱水平变形监测

针对煤柱内部微裂纹萌生、变形破坏等潜在安全隐患,利用布里渊光时域反射(BOTDR)分布式光纤传感技术进行煤柱水平变形监测。首先,根据煤柱破坏碎胀特性理论分析,建立了光纤轴向应变与水平变形的转化方法;其次开展室内试验确定了金属基索状传感光纤轴向拉伸响应情况,并根据煤柱变形破坏规律修正了应变系数,最后以陕西大柳塔煤矿活鸡兔井为工程背景,对22206工作面区段煤柱水平变形实现现场监测。监测结果表明:区段煤柱采动侧和未采动侧存在明显的水平变形差异,采动侧变形量最大,约为未采动侧的5倍,但煤柱整体水平变形较小,仅出现弹性变形,煤柱较稳定;煤柱变形分区明显,呈现中部为弹性核区,两侧为塑性破坏区的分区特征;工作面从测点前20m推进至测点后40m时,煤柱水平应变呈指数增长,远离测点之后变形趋于稳定,反映煤柱变形与采动应力扰动之间的动态关联;通过分析煤柱水平应变与垂直应力,发现两者呈指数相关关系,定量建立了煤柱水平应变与垂直应力关系式,说明煤柱变形与破坏很大程度上取决于采动应力的分布与演化。利用BOTDR技术对区段煤柱内部变形进行监测可以精确获取区段煤柱内部的微观变形信息,对于煤柱留设尺寸确定、围岩控制及采空区压力评估等具有重要指导意义。

浅埋近距离煤层过平行煤柱开采强矿压机理研究

为了揭示浅埋近距离煤层工作面过平行煤柱开采动载传递特征及强矿压机理,以榆家梁煤矿43207工作面为工程背景,采用现场实测、物理模拟、理论分析相结合的方法,研究了煤柱覆岩“倒梯形”结构随下部间隔岩层的运动及其载荷传递特征,分析了超前支承压力和支架载荷的转化规律,建立了“煤柱-间隔岩层台阶岩梁”耦合结构力学模型,得出了强矿压瞬间和顶板切落稳定后的支架载荷计算公式。研究结果表明:煤柱覆岩“倒梯形”结构的集中应力和载荷主要集中于煤柱后段,后段集中载荷是导致工作面过煤柱强矿压的根源;工作面进煤柱初期,煤柱应力表现为双峰;临近出煤柱时,应力集中为单峰,位于煤柱后段。工作面出煤柱4 m后,煤柱后区的超前支承应力系数达到峰值6.00,间隔层开始产生超前裂隙;出煤柱5 m时发生强矿压,煤柱应力下降43%。强矿压期间,煤柱应力传递至煤柱下7 m层位(间隔岩层关键层中部)下降了39%,表明顶板结构承担了相当大的载荷。基于间隔岩层台阶岩梁结构的理论计算,得出强矿压瞬间的支架载荷计算公式,按照煤柱平均应力计算得出支架载荷为22.9 MN/架,按照强矿压时刻煤柱后段应力计算得出支架载荷为24.1 MN/架;煤柱传递至支架的载荷仅为煤柱总载荷的12%~18%,仍超过现场支架额定工作阻力9.2 MN/架。因此,为防止压架,支架额定工作阻力需达到15 MN/架,或者对煤柱及间隔岩层结构进行处理,以保证安全开采。研究结果可为类似条件工作面过平行煤柱开采提供参考。

顺序开采工作面小煤柱巷道布置方法研究

为减小顺序开采条件下小煤柱巷道布置面临的相邻工作面回采扰动及采空区覆岩运动影响,以巴彦高勒煤矿为例,提出1种“窄煤柱反掘+宽煤柱正掘”的小煤柱巷道布置方式,并分3个阶段分析了巷道布置的过程及相关影响因素;通过地表岩移观测分析,得出了采空区覆岩运动特征及稳沉距离。结果表明:盘区内工作面开采顺序的不同导致采空区覆岩运动特征存在差异性;采空区稳沉距离约为900~1000 m;23104工作面回风巷布置过程中严格遵循反掘巷道滞后采空区的稳沉距离和正掘巷道长度的设置要求,完成了巷道的合理布置,保证了工作面平稳接续。

近距离煤层内错开采上下双层位煤柱稳定性研究

近距离煤层上下煤柱叠加,双煤柱稳定性关系到煤柱留设的成功,通过理论计算分别推导出内错时上窄下宽双层位煤柱的载荷与煤柱合理宽度计算公式。分析上窄下宽双层位煤柱稳定性影响因素为上下煤柱宽度比、上下煤层开采厚度比、上下煤层采空区宽度比,得出:随着下、上煤柱宽度比的增加,上窄下宽煤柱下煤柱荷载呈现递减,下、上煤柱宽度比一定时,下煤柱荷载随着采空区宽度增加而增大;随着采空区宽度的增加,上窄下宽煤柱下煤柱荷载呈现递增,采空区宽度一定时,下煤柱荷载随着下、上煤柱厚度比增加而增加;随着下、上煤柱厚度比增加,上窄下宽煤柱下煤柱荷载呈现递增,下、上煤柱厚度比一定时,下煤柱荷载随着下、上煤柱宽度比增加而降低。

浅埋厚煤层大巷保护煤柱尺寸留设研究

留设煤柱护巷道目前仍是中国许多矿井的主要护巷道方式,但同时也损失了巨大的煤炭资源。煤柱留设的长度也是影响煤柱稳定性和巷道围岩稳定性的关键所在,其安全长度的留设,更有利于改变围岩应力分布条件,隔离工作面采空区,维护巷道围岩稳定具有重要的作用。区段煤柱留设宽度与煤矿采区埋置深度、工作面倾角、煤层高度、巷道顶底板围岩等具有相关联系。不同煤矿开采条件不同,不同矿区都有自己留设煤柱的宽度方法。因此,本论文针对某煤矿西翼带式运输大巷煤柱安全宽度等问题展开研究,分析煤柱内的应力分布、变形特征和塑性区分布,最终得出安全煤柱宽度留设,论证该尺寸煤柱下,确保被保护的巷道在掘进过程中不引起失稳,这对于煤矿的安全生产来说至关重要。

厚煤层综放工作面沿空掘巷窄煤柱合理尺寸分析

针对某矿5303工作面窄煤柱沿空巷道掘进时煤柱合理尺寸确定的问题,理论分析了覆岩结构运移对煤柱载荷的影响,并基于极限平衡理论,分析了不同煤柱宽度在多次扰动下的应力分布情况,理论计算了最小煤柱宽度,最终通过数值模拟定量分析了不同煤柱宽度对5303工作面巷道围岩及其自身稳定性的影响。结果表明:煤柱在极限平衡状态下的最小理论宽度为5.34 m,数值计算出当煤柱宽度为5 m时,在巷道掘进条件下煤柱所受垂直应力峰值最小为7.4 MPa,在5303回采条件下煤柱较稳定且巷道围岩变形量较小,其中顶底板最大移近量为152 mm,两帮移近量为81 mm,煤柱尺寸合理。

遗留煤柱边界下方撤面巷道合理位置确定研究

为了确定遗留煤柱边界下方撤面巷道合理布置位置,以内蒙古某矿为研究对象,基于遗留煤柱覆岩空间结构,探究应力在底板的传递规律,通过构建“上煤层遗留煤柱传递应力-下煤层巷道掘进应力”应力叠加计算模型,分析外错距离与撤面巷道围岩安全稳定之间的关系。研究结果表明:在遗留煤柱的“支撑”作用下,煤柱煤体及其上覆岩层近似成“T”型空间结构;10 m外错距离满足现场安全生产和巷道围岩控制的要求。研究结果可为相似开采条件下的巷道稳定评估和合理位置确定提供参考。

松软厚煤层区段煤柱剪切滑块运动机理及协同控制技术

松软厚煤层区段煤柱高、煤壁暴露面积大,加之煤质松软、裂隙发育,强采动作用下极易造成煤柱失稳,巷道维护难度极大。以山西伏岩煤业3号煤层开采为工程背景,基于剪切滑块理论,探究采掘扰动下煤柱变形破坏机理,求解煤柱剪切滑块运动范围及应力分布规律,揭示煤柱侧帮剪切滑块运动机理,提出煤柱稳定性协同控制对策并在现场进行工程实践验证。结果表明:①采用极限平衡理论与叠加理论,确定了煤柱剪切滑块运动范围及煤柱垂直应力分布规律,阐明煤柱剪切滑块安全系数分布规律:0~1.26 m深度,煤柱上部安全系数较小;在1.26~3.95 m处,煤柱中线部分大面积安全系数较小,易受顶板来压破坏。②提出了1种以“注浆加固—锚索强化—切顶卸压”为主体的区段煤柱协同控制技术,煤柱侧裂隙较无支护条件及原支护条件分别减少62.89%和46.26%,巷道围岩完整性大幅提高,形成了强承载结构,有效控制了煤柱变形及底臌。③根据松软厚煤层区段煤柱条件,合理确定了协同控制设计参数,并对煤柱防控效果进行试验监测评估。现场试验结果表明,煤柱裂隙得到充分填充,注浆后煤体强度提高63%以上;巷道位移、锚杆索受力、离层等均在可控范围,表明协同控制技术明显提高了煤柱承载力,回采巷道围岩变形得到有效控制,为工作面安全高效开采提供了空间保障。

深埋倾斜特厚煤层窄煤柱护巷机理与围岩控制

我国中东部地区采深大、巷道变形和冲击风险大,窄煤柱沿空掘巷技术可改善巷道围岩环境。为掌握窄煤柱护巷机理并形成针对性围岩控制技术体系,以800 m埋深倾斜特厚煤层3 m窄煤柱沿空掘巷为背景,开展了理论分析、现场实测及数值模拟研究,结果表明:①该巷围岩破碎程度及变形煤柱侧比实体煤侧严重,煤柱破碎程度及变形采空区侧比巷道侧大,尽管埋深大,但已稳定采空区承担较大覆岩载荷,高应力已充分向深部岩体分流;②巷道变形非对称,实体煤侧顶板下沉量比煤柱侧大,巷帮以浅部变形为主,煤柱帮上部和实体煤帮中部变形较大;③采空区是掘巷卸荷后主要的形变通道,利于形变能向采空区缓释、降低冲击风险;④卸压区形状由掘巷前三角形扩展为掘巷后平行四边形,掘巷后应力集中区转移至实体煤帮右上方实体煤岩体中;⑤窄煤柱一次和二次剪切破坏的交界面及掘巷右上方实体高应力区为围岩关键控制区,据此提出基于煤柱多重塑性破坏区发育规律的煤柱加固和高应力区精准卸压联合的围岩控制技术体系。研究可为邻近工作面以及其他类似深埋倾斜特厚煤层开采提供理论支撑和科学依据。

多层坚硬顶板特厚煤层综放工作面小煤柱护巷技术

为研究小煤柱护巷巷道的稳定性及其阻隔同层位邻近采空区灾害的特征,以大同矿区石炭系坚硬顶板特厚煤层开采为工程背景,采用理论分析、实验研究、数值模拟等研究方法,从小煤柱护巷巷道的稳定性和其是否具有阻隔同层位邻近采空区有害气体能力2个角度,综合分析小煤柱的合理尺寸及其在不同采动阶段渗透率的演化特征。针对同忻煤矿石炭系煤层8210工作面沿空掘巷小煤柱开采具体的开采条件,建立了双关键层采场内外应力场叠加的力学模型,推导出双关键层条件下沿空掘巷小煤柱合理尺寸的计算关系式,理论确定8210工作面小煤柱合理尺寸为6.0 m;应用DJG–Ⅱ型煤岩渗流测试装备,研究不同采动阶段小煤柱渗透率演化特征,试验确定在第3采动阶段小煤柱渗透率较初始渗透率增大了23倍,该阶段小煤柱基本失去了阻隔邻近采空区有害气体的能力。根据理论研究结果,现场选取6 m小煤柱进行工业性试验;根据试验研究结果,开采试验过程中对小煤柱进行了改性降透措施,在小煤柱表面及顶板距煤柱帮1500 mm范围内喷射厚层混凝土(100 mm)。实践表明:工作面回采过程中小煤柱护巷的回采巷道发生了一定的变形量,但是巷道变形在安全可控范围之内,巷道稳定,可实现安全回采;开采过程中8210工作面上隅角CH4气体浓度远低于邻近8305工作面采空区CH4气体浓度,表明小煤柱经过改性降透后具备了阻隔同层位邻近采空区有害气体的能力;开采实践也进一步验证了理论和试验研究成果的合理性和科学性。研究成果可以为类似条件下小煤柱护巷技术的推广应用提供参考。

特厚煤层小煤柱沿空掘巷支护技术研究

小煤柱沿空掘巷过程中易出现巷道围岩变形大、局部鼓出等现象,针对这一问题,采用理论分析、数值模拟、工程类比的方法,对巷道基本顶破断方式进行了判断,并采用数值模拟分析不同宽度下煤柱的应力及位移变化规律,初步确定了煤柱留设宽度为8 m;对比邻近矿井的沿空掘巷案例,采用工程类比法最终确定了煤柱宽度,并对巷道支护方案进行设计,现场应用效果良好。

弹−塑性基础边界两侧采空(留煤柱)基本顶板结构初次破断特征

为了研究两侧采空留煤柱工程条件下基本顶板结构的断裂位态及工程指导意义,构建考虑实体煤弹塑性变形与两侧煤柱宽度及支撑能力弱化的基本顶板结构双塑化基础边界力学模型,基于有限差分算法与主弯矩破断准则系统计算了在非对称煤柱区和长边实体煤区的断裂线形态、区位属性及整体位态特征,并从7个层面、横纵向4对区域与传统模型对比,阐明新模型所得新结论及工程意义。结论如下:(1)两侧非对称煤柱参数对长边实体煤区域的基本顶主弯矩及破断位置影响小,但分别显著影响煤柱区的主弯矩大小、位置及断裂形态。两侧煤柱区(较强/宽煤柱区+较弱/窄煤柱区)基本顶断裂线形态有3类演化模式,随基本顶厚度及弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小,其变化规律为:非对称的“连续单弧形+连续单弧形”→“连续单弧形+开口间断双短弧形”→非对称的“开口间断双短弧形+开口间断双短弧形”。(2)长边实体煤区基本顶的断裂线主要有3类区位属性,随基本顶厚度及弹模增大而实体煤的塑性区宽度、塑化程度及悬顶跨度减小,其演变规律为:断裂线在塑性煤体区(C-S式)→弹塑性煤体分界区(C-TS式)→弹性煤体区(C-T式);(3)考虑断裂线区位属性,随基本顶厚度和弹模增大而煤柱宽度、支撑能力及悬顶跨度减小的基本顶全区域破断模式及演变规律为:C-S式的■→C-TS式的■→C-T式的■→C-T式的■→C-T式的■。针对研究两侧采空(煤柱)基本顶板结构破断的3类力学模型,从7个层面对比了3类模型的重要区别,从横向4个区域(开采区域的前方与后方、两侧煤柱区)与纵向4个区域(非对称遗留煤柱下伏、下伏开采空间出/进煤柱/体)阐明了其重要工程作用。

浸水含瓦斯抽采钻孔煤柱稳定性研究及控制

窄煤柱护巷可有效提高煤炭资源采出率,改善采掘接替关系,但施工维护难度大,尤其是在采空区积水且矿井瓦斯含量较高的条件下,煤柱稳定性控制显得更为重要。基于石泉煤矿30108工作面沿空巷道掘进及支护的工程背景,结合钻孔可视化探测技术提出了一种基于MATLAB图像处理的钻孔裂隙定量表征方法。综合浸水煤柱力学模型和数值模拟,确定了合理煤柱宽度,提出了采空区疏水及“锚索网梁+窄煤柱侧索梁补强+窄煤柱侧注浆加固”的巷道高强非对称支护方案,并进行了工业性实践。研究结果表明:钻孔截面中裂隙面积占比随钻孔深度增加呈负对数减小趋势,煤柱宽度为10.00 m时正常区段及含瓦斯抽采钻孔区段的煤柱内部均存在较大范围的弹性区,具备较强的承载能力;相应支护方案控制效果较好,具有显著的经济效益。

工业广场保护煤柱开采井筒破损致因及防治技术

针对工业广场保护煤柱开采导致井筒破损的问题,以大社煤矿为工程背景,分析工广煤柱开采井筒围岩移动变形特征,揭示井筒破损致因;提出工广内后续工作面开采防治井筒破坏方案,形成相应的施工技术,并成功应用工程实践。研究表明:该矿工广内92606工作面邻近副井,开采引发的井筒竖向附加力是井筒破坏的致因;如不提前采取防治措施,后续92606外工作面开采,将导致副井井筒发生二次破坏;研究提出的不停产单卸压槽防治方案,具有不影响矿井生产、卸压率高、施工简单、成本低等优点。采用壁后注浆、开切卸压槽、架设密集井圈等技术,顺利完成了该矿不停产防治副井井筒破损工程。监测表明,该井筒竖向和环向应力,均小于井壁极限.承载力,处于安全状态,运行良好,达到了预期效果。

大倾角走向长壁工作面局部充填无煤柱开采理论与技术

大倾角煤层走向长壁采场围岩结构及应力环境异化,工作面不同位置“支架-围岩”系统的构成因素及灾变模式不同,导致工作面安全事故频发、煤炭采出率较低、巷道掘进率高。通过对大倾角采场围岩采动力学行为的分析,提出了大倾角走向长壁工作面局部充填无煤柱开采技术构想,工作面走向推进过程中沿倾向对采空区下部进行局部充填,充填体既与巷旁支护作用形成沿空巷道,取消区段保护煤柱,实现大倾角煤层无煤柱开采,又增大了工作面倾向下部充填压实区长度,加强了工作面“支架-围岩”系统稳定性。根据大倾角走向长壁采场特点,优选确定了大倾角膏体局部充填工艺,设计了大倾角局部充填回采系统、采充工艺。并采用理论分析、模拟实验、数值计算等相结合的方法,分析了局部充填对大倾角走向长壁采场围岩采动力学行为的调节机制。结果表明:充填体影响基本顶岩梁的变形破坏及采场倾向下侧煤岩体承载特征,基本顶、运输巷顶板变形量及运输巷倾向下侧煤岩体所受约束均随充填长度的增大而减小;为防止采空区未充填区悬顶灾害,充填长度不应超过工作面长度的1/3。局部充填体限制了工作面下部区域顶板破断,降低覆岩关键域形成层位,形成稳定的巷帮,减小沿空留巷围岩变形量;同时工作面倾向下部充填区长度增大,中、上部围岩结构不稳定区域的长度缩小,“支架-围岩”系统稳定性提升。充填体改变了采场围岩应力传递路径,承担了部分覆岩载荷,工作面下侧支承压力及超前支承压力均随充填长度的增大而减小,工作面倾向下部充填区域的超前支承压力降幅最大,沿空巷道及工作面应力状态得到改善。大倾角走向长壁工作面局部充填无煤柱开采技术具有提高资源采出率、降低掘进率、缓解采掘接替紧张、加强工作面“支架-围岩”系统稳定性等优势。

综采面沿空巷道超前动压区煤柱失稳效应与锚注加固技术

为探究综采面沿空巷道超前动压区煤柱对巷道围岩整体稳定的影响规律,综合采用数值模拟、工程应用等方法,建立沿空巷道超前巷道数值分析模型,研究综采面回采期间不同煤柱宽度下沿空巷道围岩力学和变形响应特征。研究结果表明:护巷煤柱宽度小于5 m时,工作面帮为采动应力主要承载结构,其内部应力及变形均大于煤柱帮,此时工作面帮应作为超前动压区重点加固对象,随着护巷煤柱宽度增加,煤柱承载应力逐渐增加、变形增大,护巷煤柱宽度增加至5 m以上时,煤柱承载应力显著增加,采动应力由沿空巷道两帮围岩共同承载,超前动压区应同时加强两帮支护,基于此开发超前动压区沿空巷道锚注加固技术,并进行工程应用。研究结果可为平顶山矿区类似条件沿空巷道超前控制提供一定参考。