切顶沿空留巷充填体—矸石协同承载机理及控制技术研究

针对深部沿空留巷顶底板移近量大、充填体大变形破坏失稳等问题,采用数值模拟和现场实践相结合的方法,分析了传统沿空留巷和切顶卸压协同承载沿空留巷围岩应力演化规律和变形特征,揭示了切顶沿空留巷充填体—矸石协同承载机理。在此基础上,以朱庄煤矿Ⅲ635工作面沿空留巷为工程背景,提出了一种巷旁充填体—矸石组合结构体协同承载的切顶卸压沿空留巷技术,建立充填体—矸石协同支撑顶板力学模型、推导出顶板挠度方程,并进行工程应用。数值模拟结果表明:采用切顶卸压协同承载沿空留巷技术后,实体煤帮和充填体的垂直应力峰值分别降低了28.3%、44.4%,巷道顶底板移近量降低了58.2%。现场应用结果表明:采用该技术后,顶底板和两帮移近量分别为382.9、253.6 mm,工作面支架平均支撑力下降了45.3%,有效控制了巷道变形。可为类似条件下沿空留巷围岩控制提供参考。

相邻空区影响下三软巷道变形破坏规律与煤柱留设宽度研究

为了探究相邻空区影响下三软煤层巷道掘进时不同煤柱宽度下巷道围岩变形破坏规律,采用理论计算、数值模拟、物理相似模拟与现场实测相结合的研究方法,分析存在临空区后不同区段煤柱宽度下巷道围岩应力演化规律、塑性破坏范围以及位移分布特征。结果表明:临空区是造成巷道掘进后非对称破坏的主要原因,使煤柱主应力方向与垂向夹角增大,巷道两帮应力呈煤柱侧大于实体煤侧的非对称分布特征;三软巷道破坏形式以剪切破坏为主,破坏主体为两帮,随着煤柱宽度增大,主应力方向与垂向夹角减小,巷道围岩破坏程度降低,临空区对巷道不同位置的影响程度不同,巷道中部围岩破坏程度大于端头处且煤柱侧破坏程度大于实体煤侧;煤柱宽度增大对巷道围岩应力以及煤柱破坏的改善程度有限,现场结果显示当煤柱宽度为20 m时巷道正常维护满足需求。

深部沿空巷道锚固围岩破坏失稳能量驱动机理

深部沿空巷道受侧向顶板断裂所产生的动载影响,锚固围岩易产生大变形,甚至破坏失稳。以山东省孙村煤矿31120工作面上平巷为工程背景,首先采用YTJ20型岩层探测记录仪获得了锚固顶板裂隙发育规律及以脆性张裂破坏为主的破坏方式。然后,通过相似材料模拟试验方法获得了深部沿空巷道侧向顶板前期、过渡期和后期3个运动阶段典型特征,并分析了不同阶段锚固围岩破裂演化及能量释放规律;其中过渡期运动阶段锚固围岩内部应力、变形量急剧增大,裂隙发育明显,能量释放显著,对沿空巷道锚固围岩稳定性影响最大。最后,构建了侧向顶板断裂运动下沿空巷道结构力学模型,给出了锚固围岩输入能量与可抵抗能量定量计算方法,揭示了侧向顶板断裂诱发锚固围岩破坏失稳能量驱动机理,并定义了失稳能量判据,即当作用在沿空巷道锚固围岩上的能量大于锚固围岩可抵抗能量时,将发生破坏失稳。进一步地,提出了锚固围岩失稳风险等级划分方法和相应地控制技术,计算结果表明,31120工作面沿空巷道锚固围岩失稳风险等级为中风险。采取加强支护措施后,沿空巷道顶底板及两帮移近量分别减小35.47%和35.71%,锚索受力减小23.43%,变形速度明显降低,锚固围岩能量积聚程度减小。

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。

贵州沿空留巷支护技术的分析与改进

针对贵州某煤矿沿空留巷在原有支护条件下,靠上帮一侧顶板以及下帮底角的岩层变形破坏较严重的情况,对巷道支护方式进行改进。利用数值模拟软件,对改进支护后的巷道围岩变形破坏情况进行分析。研究发现:改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到明显改善,改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏,从而保持巷道围岩的完整性和稳定性,研究可为类似条件矿井沿空留巷的支护方式提供参考。

千米深井切顶卸压自成巷支护技术及应用

为了解决深部复杂条件下的切顶卸压自成巷难题,以红阳三矿703工作面运输巷道为研究对象,从恒阻大变形锚索超前支护、切顶巷内支护、切顶巷旁支护三个方面研究了切顶卸压沿空成巷支护技术,并对现场试验巷道顶板受力以及巷道围岩变形量进行了监测。结果表明:在超前工作面实施爆破切顶能够极大降低巷道所受应力,成巷区巷道顶板整体下沉量较小,巷中顶板最大下沉量约385 mm,平均下沉量约280 mm,巷中底鼓最大值545 mm,碎石巷帮无明显侧鼓现象,实体煤帮无明显片帮现象,满足安全和使用要求,巷道围岩变形在可控范围内,留巷效果良好。

基于力学模型构建的留巷切顶高度确定与围岩控制技术

以顺和煤矿2401运输巷道沿空留巷为工程背景,分析巷道围岩结构特征,基于巷道局部空间结构稳定性,分别构建了沿空留巷未切顶与切顶力学结构模型,并以巷道不同切顶高度进行物理相似模拟试验。结果表明:巷旁采空区切落的矸石增加对关键块的支撑力,同时弱化关键块对直接顶悬壁端部挤压,巷旁支护阻力减少35.78%;随着切顶高度增加,巷道顶板采空区侧端部悬臂由F型缓慢过渡到大I型,同时大保护结构具有向上平移趋势,相比于未切顶1巷,4 cm切顶2巷、8 cm切顶3巷与16 cm切顶4巷叠加应力峰值分别下降9.38%,28.13%,25.00%。结合巷道顶板岩性,最终确定切顶高度为8.2 m,留巷段采用三列单体液压支柱作巷旁支护,长短锚索超前补强,巷道围岩稳定,较好满足使用要求。

深厚冲积层薄基岩条件下沿空留巷支护技术研究

为解决某矿16041工作面原支护方案沿空留巷变形大、破坏严重难题,提出了顶板采用“16#槽钢梁+注浆锚索”、采空区侧采用“36U型钢+注浆锚杆”不对称耦合支护优化方案,基于理论分析研究围岩结构破坏形式,通过单元荷载法计算了留巷顶板与采空区侧围岩应力,最后开展工业性应用,验证优化后方案的合理性。研究表明:优化后支护方案顶板和采空区侧计算单元面荷载分别为351.85 kPa和206.53 kPa;注浆锚索和注浆锚杆承载力分别为263.89 kN和199.08 kN,均小于注浆锚索(锚杆)极限承载力。根据对留巷数据监测,最大顶板下沉量为35.6 mm,较原支护方案减小了1.40倍;采空区侧最大移近量为29.6 mm,与较原支护方案减小了4.13倍;最大注浆锚索承载力为253 kN,与理论计算值误差为4.1%;最大注浆锚杆承载力为174 kN,与理论计算值误差为12.6%。位移量与支护承载力均在工程允许范围内,优化后方案支护效果良好。

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。

赵官矿切顶卸压沿空留巷爆破参数研究

以赵官矿2707W工作面为工程背景,对切顶卸压沿空留巷爆破参数进行研究。结合现场工程地质条件,选用双向聚能拉伸爆破技术对试验段顶板进行预裂。综合运用理论分析计算、现场爆破试验等手段,得到了合理的爆破参数:爆破钻孔深度8.0 m,切顶角度10°,炮孔间距600 mm,装药结构为5+4+3。通过现场钻孔窥视和矿压监测等手段验证了切顶爆破效果良好,在丰富切顶卸压沿空留巷爆破技术理论的同时,也为类似工况提供一定的工程借鉴意义。

深部极松软围岩沿空巷道稳定性控制及应用

针对深部高应力作用下极松软围岩变形量大、破碎程度高、巷道难支护等问题,以丁集煤矿1232(3)沿空巷道为工程背景,采用数值模拟、现场监测和井下试验相结合的方法,对深部高应力极松软围岩沿空巷道破坏特征及阶段性控制原理和技术进行研究。结果表明:随着距巷道迎头距离的不断增大,巷道两帮应力的不对称性逐渐增大,实体煤侧应力峰值为37.18 MPa大于煤柱侧35.21 MPa,1242(3)终采线50 m范围内存在应力集中,最大达33 MPa,巷道围岩塑性区发育程度为煤柱帮大于实体煤帮大于顶底板;从巷道掘进过程中所经历的复杂围岩变化过程,将全巷道划分为5种典型的围岩变化阶段来分析围岩变形破坏特征和破坏机理,揭示了在高应力作用下深部软岩沿空巷道围岩变形量大,在空间上呈现出明显的区域性和非对称性的特征;基于巷道初步设计方案和围岩变形破坏特征,及时有效的调整支护方案,对巷道进行分段式、非对称、区域化综合治理,形成深部软岩巷道围岩控制长效机制,为同类型深部软岩巷道地压治理提供了理论和技术支撑。

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。

沿空留巷密集钻孔切顶机理及关键参数确定方法

为实现密集钻孔切顶条件下沿空留巷顶板结构安全稳定,研究正常情况与密集钻孔条件下顶板岩层结构受力状况,基于岩石断裂理论和弹性理论分析回采前后顶板密集钻孔孔间围岩受力分布及其破断过程,明确密集钻孔切顶机理及相邻钻孔的孔间集中应力相互作用机制,推导工作面端头弧形三角板结构巷道侧边界密集钻孔孔间围岩的拉剪应力计算公式。在此基础上,分析不同参数对孔间围岩所受拉剪应力的影响作用,提出沿空留巷密集钻孔切顶关键参数确定方法。研究表明:密集钻孔主要通过回采前后钻孔周围应力条件改变来增加钻孔围岩拉剪应力集中程度,引起孔间裂隙扩张联通,形成切缝线破断关键岩层。回采前钻孔主要受水平挤压应力影响,回采后钻孔受力逐渐转变为采空区顶板回转下沉产生的拉剪应力为主,钻孔孔间围岩状态随之由孔间围岩弱化阶段过渡到孔壁裂纹成形阶段,再转变为孔间围岩破断阶段。密集钻孔孔间围岩所受拉剪应力大小主要取决于关键岩层厚度及钻孔孔径与孔间距之比,与钻孔高度及间距成负相关,与角度及直径正相关。据此提出了密集钻孔关键参数确定方法,并根据龙滩矿3124 N工作面坚硬顶板条件设计了密集钻孔切顶留巷方案,确定钻孔长度为8.3 m,角度为15°,钻孔直径为48 mm,间距为500 mm。留巷后巷道顶帮变形可控且整体稳定性较好,由此可证明密集钻孔布置参数较为合理,密集钻孔关键参数确定方法有效可行。

锚喷注联合支护技术在沿空掘巷工程中的研究与应用

针对邢东矿近千米采深,且1222工作面为单侧临空工作面,其运输巷为沿空掘巷,受高地应力及采空区叠加影响,后路巷道快速失稳,掘进期间巷道后路产生了持续大变形等支护难题,通过钻孔窥视分析围岩结构失稳后的状态特征,并对锚网支护失效的原因进行了分析,提出了在原有支护基础上,变挂网为挂绳,分层喷注与巷帮锚索梁桁架相结合补强煤柱侧原岩强度,进而维持锚网联合体稳定结构的新方法,并将其应用于邢东矿1222运输巷的支护。实践表明,新支护方案使得沿空掘巷后路巷道围岩松散结构得到补强,有效缓解了沿空巷道掘进过程中后路频繁整修的现象,提高了进尺效率。

特厚煤层沿空掘巷围岩支卸协同控制技术

针对特厚煤层小煤柱沿空掘巷大范围塑性全煤巷道锚网索的支护难题,以塔山煤矿8204-2小煤柱工作面为工程背景,采用现场实测、理论分析等方法,揭示了锚杆、锚索对沿空大范围塑性全煤巷道的支护机理。锚杆支护主要作用于浅部二次破碎区煤体,形成浅部连续承载结构;锚索主要作用于深部处于三向受力状态的稳定煤体,形成更大范围的连续稳定承载结构;进一步明确了锚杆、锚索有效长度的计算方法,形成了以高预紧力、高强“锚-网-索”支护为基础,以坚硬顶板井下磨料水射流切顶卸压、巷帮大直径钻孔卸压、底板卸压槽卸压为辅的“支卸协同”小煤柱沿空巷道围岩控制技术体系。工程应用结果表明,试验巷道围岩最大变形量小于700 mm,能够满足使用要求。

千米深井沿空巷道合理煤柱宽度与支护技术研究

针对千米深井沿空巷道围岩大变形难题,以朱集西矿11502工作面运输巷为工程背景,分析了沿空巷道变形失稳原因与特点,通过理论分析和数值模拟确定了煤柱合理宽度,并结合现场试验研究了巷道围岩控制技术。结果表明:随煤柱宽度增加,掘进期间煤柱中部稳定承载区范围逐渐增大,回采期间巷道顶板下沉及实体煤帮移进量减小,底鼓量逐渐增大,综合考虑得出,8 m煤柱宽度可以保证锚杆可靠锚固;提高锚杆初次预紧力矩并进行二次预紧,能充分发挥锚杆支护性能,超张拉措施则可以使锚索快速实现高阻支护;伞状弹片结构可以提高锚杆锚固可靠性,锚索锚具防滑移自锁装置则能有效降低锚具滑移和破断钢绞线弹射可能性;井下试验表明,合理的煤柱宽度配合高强锚杆索高预应力支护,能有效控制沿空巷道围岩变形,保证巷道正常服务能力。

厚松散层薄基岩综放面切顶留巷底鼓变形特征及控制对策

基于厚松散层、薄基岩、综放开采条件下沿空留巷底板变形严重的难题,以赵固一矿为背景,理论研究深部切顶留巷底板载荷演化规律,提出卸压、支护的综合防控技术,并进行现场试验。研究表明:留巷底鼓的主因是留巷期间实煤帮与挡矸系统处产生垂直应力集中且底板岩层出现三角形塑性滑移区;提出增加切顶高度、提升顶帮支护结构的稳定性、强化采空区帮柔性挡矸的综合措施;留巷治理前后底板变形分别为724、299 mm,底鼓总量降低58.7%,现场实施效果明显。

综放面“双硬”煤层临空煤柱宽度及承载强度校核

具有“双硬”特征煤层的工作面其护巷煤柱的极限尺寸确定与常规工作面有所不同。以榆树岭煤矿505工作面沿空掘进巷道为背景,首先测试了煤岩样的力学性质和不同高径比煤样的抗压强度,得到了不同高径比煤样峰值强度曲线;其次分析了沿空掘巷覆岩结构模型,建立了沿空掘巷护巷煤柱顶板力学模型,得到了不同宽度煤柱所受的载荷应力;建立了不同高宽比煤柱的数值模型,得到了不同高宽比煤柱的极限强度校核公式;最后通过对比不同宽度煤柱所受的载荷应力和极限强度,得出4m宽度的煤柱即可满足支护要求,并在此基础上提出了沿空掘进巷道支护工艺。现场监测结果表明,煤柱宽度为4m时,巷道整体变形量较小,巷道稳定性得到有效维护。研究结果可为小煤柱护巷宽度的确定提供参考。

大柳塔52606工作面沿空留巷围岩走向非均匀破坏机制研究

大柳塔煤矿沿空留巷工作面混凝土墙及煤柱受力变形与煤层埋深呈现明显相关性,为获取埋深影响留巷侧围岩非均匀破坏的机制,以52606工作面开采为背景,采用相似材料模拟实验和理论分析的方法对岩层垮落结构及应力分布规律进行研究。结果表明,埋深增加,对应的周期来压步由10 m逐渐增加至约20 m。支承压力应力升高区范围增加,应力集中系数增加,应力峰值位置距离工作面距离减少。工作面顶板裂隙密度增加,不利于在埋深大区域形成支撑结构,不利于留巷稳定。埋深较大的终采线侧垮落角为34°,埋深较小的开切眼侧垮落角为43°。垮落角减小悬臂结构长度增加,破碎围岩支撑力减弱导致埋深大区域巷道发生大变形。

高应力沿空留巷协同让压机理研究

针对高应力沿空留巷围岩控制难题,基于峰值应变分别为2%、4%、6%的改性混凝土,提出了深井高应力下“顶板卸压-巷旁改性混凝土让压承载”协同作用的留巷围岩控制技术。运用理论分析与数值模拟相结合的方法,研究切顶卸压后使用不同型号改性混凝土做巷旁支护体时留巷围岩应力分布规律与顶板变形特征。研究结果表明:(1)顶板卸压后,改性混凝土峰值应变越大,支护体内部裂隙数量越少,对顶板变形的适应能力越强,然而峰值应变较大的改性混凝土弹性模量较低,在留巷后期提供的支撑力较小,支护体内部垂直应力随改性混凝土峰值应变的增加呈现出先增大后减小的趋势。(2)使用峰值应变为4%的混凝土做巷旁支护体时,支护体可以适应顶板变形并提供较高的支撑力,从而优化留巷围岩应力环境。