道路下伏软岩巷道空区稳定性模型试验研究

针对道路下伏软岩采空区失稳特征,设计并进行了室内缩尺模型试验。根据相似比尺设计,配制了石膏砂浆相似材料,采用粒子图像测速法获取了地表局部荷载作用下巷道空区地层剖面的全域变形特征。通过分析荷载-位移曲线和变形特征,可知:巷道空区正上方地表加载情况下,地层极限承载力随采空区上覆岩层厚度的增大而增大,其破坏模式由含巷道失稳的整体剪切破坏变化为上部砂土层的局部压入破坏;相同覆岩厚度情况下,含浅层空区地层的极限承载力随偏心距增大表现为先减小后增大的变化规律,当地表荷载充分远离下伏空区后,地下空区对地层承载力的影响不再显著。

生辉矿20202工作面巷道空顶区顶板稳定性研究

以生辉矿20202工作面顺槽为研究对象,为了研究巷道空顶区的稳定性,创建了空顶区顶板的岩梁模型,通过模型受力分析,得到了顶板稳定性的影响因素,并应用FLAC3D软件创建了巷道模型,模拟分析了巷道两帮支撑刚度和顶板支撑强度对顶板稳定性的变化规律,对顶板的稳定性取得了较好的控制效果。

巷道空顶区煤炭自燃的防治

结合平顶山矿区实际 ,分析了巷道空顶区自然发火的原因及一般规律 ,介绍了巷道空顶区自然发火的防治技术。

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。

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。

深部特厚煤层综放沿空掘巷煤柱优化及巷道支护

为研究深部大采高综放工作面窄煤柱沿空掘巷巷道矿压控制问题,以国能宁煤集团枣泉煤矿2^(-2)特厚煤层130203大采高综放工作面回风巷道为背景,基于实用矿山压力理论,建立了巷道围岩内、外应力场动态结构力学模型,运用理论计算和数值计算针对不同尺寸煤柱煤体应力对比分析,将原留设15 m护巷煤柱缩小至5 m进行了煤柱优化。结果表明:在稳定的内应力场掘巷有利于巷道的稳定性,避免了顶板事故及冲击地压相关灾害的发生,现场5 m小煤柱护巷工程应用中,130203回风巷道小煤柱侧变形量为1050 mm,实体煤帮变形量为400 mm,两帮呈现不对称性变形,底板局部底鼓量为1400 mm;深部特厚煤层综放开采沿空掘巷采用5 m小煤柱护巷方案设计正确,极大改善了巷道围岩的应力环境,整体设计满足生产要求,现场应用良好。130203工作面小煤柱沿空掘巷技术成功应用,为矿井开采提供了可靠的科学依据。

厚煤层大断面沿空巷道变形破坏机理及控制技术

针对沿空巷道受多次采动叠加影响极易发生变形失稳破坏的难题,以某矿1505W工作面厚煤层综放开采工作面为研究背景,综合采用理论分析、现场实测、数值模拟等多种研究方法探讨分析了沿空巷道围岩失稳破坏机制,并提出了围岩“浅部、深部、表层”控制方案。现场试验结果表明,提出的控制方案能够使巷道浅、深部围岩形成统一的整体,有效抑制了沿空巷道围岩变形,提高了巷道的稳定性。

长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏机理

本文利用物理和数值模型研究了长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形和破坏机理。物理模型实验表明,长壁放顶煤工作面沿空巷道的变形破坏过程可分为四个阶段:初始变形阶段Ⅰ(相邻工作面后方-47~45 m)、快速变形阶段Ⅱ(45~150 m)、变形稳定阶段Ⅲ(150~240 m)和压实稳定阶段IV(工作面后方240 m外)。值得注意的是,长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形主要发生在快速变形阶段Ⅱ和变形稳定阶段Ⅲ。这主要是由沿空巷道上方的侧向悬臂梁结构旋转下沉过程中产生的应力集中造成的。因此,本文提出了一种创新方法,使用顶板预裂技术来优化巷道顶板结构,控制长壁放顶煤工作面沿空巷道围岩的大变形并自动留巷。数值模拟和现场应用表明,使用顶板预裂自动留巷技术后,长壁放顶煤工作面沿空巷道实体煤帮的支承压力、顶底板变形量和两帮变形量分别降低了6.49%、79.25%和60%。因此,顶板预裂自动留巷技术可以有效控制长壁放顶煤工作面沿空巷道的围岩大变形。本文所提出的长壁放顶煤工作面顶板预裂自动留巷技术可以为厚及特厚煤层综放工作面使用切顶卸压无煤柱自成巷技术提供参考。

临空巷道煤柱割缝爆破切顶联合卸压技术研究

坚硬顶板下临空巷道存在着高应力集中、大变形、难支护等问题,以葫芦素煤矿21105工作面为工程背景,分析了坚硬顶板下工作面回采期间上覆顶板破断规律,研究了临空巷道围岩变形机理,提出了临空巷道“顶板爆破+煤柱割缝”联合卸压巷道变形控制方法,采用FLAC3D软件模拟了卸压前后临空巷道围岩应力分布规律。在葫芦素煤矿21105工作面回风巷采取“顶板爆破+煤柱割缝”联合卸压措施后,临空煤柱深基点应力峰值降低36.1%,浅基点应力峰值降低19.1%,试验区域微震日均能量降低67.0%,日均微震总能量降低35.7%,采取卸压措施后临空巷道顶底板移近量减小60.1%,两帮移近量减小41.6%,巷道变形得到有效控制。试验结果表明临空巷道“顶板爆破+煤柱割缝”联合卸压技术可有效降低煤柱应力,减少巷道变形,为坚硬顶板下临空巷道变形控制提供了一种新的治理手段。

临空巷道二氧化碳致裂切顶卸压技术应用研究

针对坚硬顶板临空巷道强矿压显现问题,以晋能控股煤业集团有限公司马脊梁煤矿为工程背景,运用理论分析、数值模拟方法进行了临空巷道二氧化碳致裂切顶卸压技术应用研究,并成功完成现场工业性试验。结果表明:二氧化碳致裂切顶卸压技术能够降低应力峰值,应力集中远离巷帮,缓解矿压显现现象,切顶高度和切顶角度对巷道围岩控制有显著影响,切顶高度越大卸压效果越好,但当切顶高度达到一定程度后,继续增加切顶高度对应力降低影响不甚明显;切顶角度大时煤柱内的应力显著降低,切顶角度小时更利于优化巷道附近应力环境;马脊梁煤矿5015巷应用二氧化碳致裂技术切顶卸压,顶底板移近量、两帮变形量、支承压力峰值较未切顶时分别降低22.6%、28.7%、21.8%,显著改善了巷道的应力环境,减小了围岩变形量,有助于解决强矿压显现问题。

矿井沿空巷道支护方式及支护参数优化探析

针对晋能控股煤业集团某矿1306工作面在掘进与回采作业中,受原应力场与侧向采动应力场叠加的影响,易出现巷道顶板应力集中现象,顶板难支护,底板底鼓现象严重,巷道两帮易片帮巷道难维护等问题,基于1306工作面工程概况,结合松动圈理论与进行现场数据实测对该巷道的围岩稳定性进行分析,确定出了合理的支护方式,经数值模拟分析,对巷道不同支护参数下巷道顶板应力分布、底板及巷道两帮变形情况进行了模拟分析,确定出了巷道的合理支护参数,结果表明:选用600mm间排距的锚杆锚索联合支护,1306巷道的顶板不易出现应力集中现象,顶板底板及两帮的变形量是最小的,经巷道变形实测,进一步证实了该支护方式与支护参数的科学性、合理性,可为类似工况下掘进巷道支护提供参考。

特厚煤层综放临空巷道冲击地压综合防治技术应用

在特厚煤层开采过程中,由于临空巷道受相邻上一个工作面采空区顶板活动以及现采工作面回采影响,在回采过程中,由于临空侧向静载荷和回采期间超前动载荷相互叠加,导致临空巷道围岩应力随之上升,巷道冲击风险也随之增加。以小庄煤矿40205回采工作面为背景,采用理论分析、现场实测、数据统计等方法,研究分析了临空巷道工作面回采过程中产生冲击的主控因素并制定出了相应的防冲卸压技术方案;现场实施后,通过微震、应力监测方法进行了效果检验。结果表明:特厚煤层临空巷道回采过程中,通过现场防冲卸压技术方案的优化后,微震能量数据主要以102J/d为主,临空侧巷道两帮收敛量降低了96%,工作面超前100~150 m内,应力值降低至7.3 MPa,同时,通过采用“锚索+双网+大托盘”联合支护,提高了巷道的支护能力,工作面回采期间冲击地压防治效果显著,为后期临空巷道回采积累了经验。

坚硬顶板群临空巷道强矿压显现特征及控制

为解决局部坚硬顶板群破断,致临空巷道强矿压显现的顶板安全问题,以酸刺沟煤矿6_(上)207工作面为研究背景,精准测定了坚硬顶板群分布范围与巷道强矿压显现特征,开展了巷道临空侧坚硬顶板群深孔定向爆破压裂卸压,并揭示了卸压机理。结果表明:坚硬顶板群分布于工作面采位2240~2840 m,强度均大于53 MPa,其失稳破断是造成6_(上)207辅运巷强矿压显现的根本原因。采用深孔定向爆破技术对22~55 m坚硬顶板群进行了压裂,使得破断块体回转挤压转变为滑移垮落,卸压效果显著。保证了酸刺沟煤矿安全生产。

煤矿不规则残采区沿空巷道煤柱留设及支护研究

为更科学合理地留设不规则残采区沿空巷道煤柱与有效控制巷道围岩,本文基于山西某矿3306工作面工程概况,通过进行数值模拟与进行现场实测,确定出了沿空掘巷煤柱合理宽度;优化了巷道支护方案,采用了高强度高预应力锚网索进行联合支护,应用该联合支护方案后,该巷道的顶底板移近量变小,两帮移近量也大幅变小,符合了矿井安全生产要求,取得了较好的巷道支护效果,有效控制了巷道围岩变形,更好地保障了矿井安全生产。

沿空巷道窄煤柱变形失稳机理与切顶护巷协同技术研究

为解决沿空巷道窄煤柱围岩控制难题,综合应用了理论分析、数值模拟、工程应用等方法,揭示了沿空巷道窄煤柱变形失稳机理,当煤柱尺寸较小时,煤柱内部煤体近乎进入残余破坏阶段,采动应力大部分转移至开采帮侧煤体内部,当护巷煤柱尺寸较大时,护巷煤柱表现出良好的承载性能,导致转移至开采帮侧煤壁内的采动应力有所减小,基于此,确定110505轨道顺槽采用切顶护巷协同支护技术,现场应用后,试验顺槽围岩整体可控,实现了沿空巷道110505轨道顺槽的稳定控制。

不同顶板关键块破断结构对沿空巷道围岩稳定性的影响

在实际工程中巷道与破断顶板通常有3种不同空间位置的结构特:巷道位于破断顶板断裂线下方;巷道位于破断顶板断裂线内部;巷道位于破断顶板断裂线外部。通过FLAC 3D模拟巷道开挖前后关键块结构的变形与力学特征,得出3种结构下顶板关键块与巷道围岩相互作用的时空演化规律,结果表明,3种空间结构形式的破断顶板对围岩压力的影响程度逐渐减小。巷道位于破断关键块断裂线下方时,煤柱侧支撑压力最大;巷道位于破断关键块断裂线内部时,煤柱侧支撑压力比前者稍低,但两者都存在单斜面剪切破坏的风险,并且此类巷道煤壁侧支撑压力范围最大,底板出现应力叠加区进而引发大范围底鼓。当巷道位于破断顶板断裂线外侧时,中位关键块处于完全垮落态势,对巷道围岩垂直方向的力学传递机制减弱,围岩最为稳定。

连采连充工作面临空巷道围岩稳定机理及控制技术研究

为研究司马煤矿CT1101工作面采用连采连充开采时临空巷道的变形破坏机理,采用FLAC3D模拟分析了临空巷道在回采期间的全周期应力演化规律,可知采场内围岩应力分布呈波浪型动态迁移,提出以水力压裂切顶卸压为核心的巷道围岩控制技术,现场监测结果显示:巷道围岩应力环境得到有效改善,临空巷道变形量得到有效控制。

深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素研究

深部沿空巷道顶板围岩破坏失稳的影响因素繁多,围岩体应力环境和破坏失稳机理十分复杂。为了研究深部沿空巷道侧向顶板围岩失稳因素,以孙村煤矿为背景,采用理论分析和数值模拟的方法得到了深部沿空巷道顶板失稳因素。研究结果表明:基于沿空巷道围岩结构体受力结构,揭示了侧向顶板围岩失稳主要与基本顶厚度、巷旁支护阻力、埋深以及顶板岩性有关;利用数值模拟得到了基本顶厚度在30~38 m时对顶板和煤帮的结构失稳影响最大,顶板岩性的改变与围岩最大应力集中成正相关,与围岩应力集中影响范围成负相关;埋深越大,顶板变形越大,破断风险越高;巷旁支护阻力的大小对顶板和煤帮失稳几乎没有影响。

临空巷道卸压支护方案与实践

以雅店煤矿ZC1102胶带顺槽为工程背景,巷道临空布置,顶底板均为泥岩,受ZC1101工作面采动压影响,巷道变形较大。为控制变形,提出矿井深部临空巷道卸压支护方案,采用水力压裂技术并进行巷道加强支护,从而降低巷道围岩应力,维持巷道稳定,减少巷道维修,保证巷道安全使用。通过分析现场应力监测和巷道变形量,表明卸压支护方案完全可行。

综放工作面采空区侧巷道变形特征及控制研究

针对综放工作面采空区侧巷道严重的不对称变形破坏,以大同煤矿巷道为研究对象,通过数值模拟和现场试验,探讨了综放工作面采空区侧巷道变形特征及控制。研究结果表明,空区侧巷道围岩的不对称变形破坏与垮落厚度密切相关,主顶板应力位置随顶煤厚度的变化而变化。针对巷道的非对称变形特征,提出了以非对称高预应力桁架锚索支护为主的控制策略,在巷道修复段进行了现场试验。试验结果表明,巷道不对称变形得到了很好的控制,实现了巷道的长期稳定。