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。

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。

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。

西部大采高工作面保护煤柱宽度优化研究

保护煤柱尺寸一直是三下开采研究的热点问题,特别是在西部大采高软弱覆岩特厚煤层开采条件下,其对地表建筑物安全的影响有待进一步研究。以榆树湾井田20119工作面为例,综合利用数值模拟和概率积分法确定了合理保护煤柱宽度,并进行现场验证。结果表明:随着煤柱宽度的减小,地表沿X方向的水平移动呈现倒“S”型趋势,沿Y方向的移动呈现倒“U”型趋势,地表的最大下沉量随煤柱宽度的减小而不断减少;结合概率积分法对保护煤柱宽度进行预计,确定优化后的煤柱宽度为180 m;对现场村庄进行实时监测,地表下沉和倾斜值均满足现场施工要求,验证了保护煤柱宽度的合理性。

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。

近距离煤层沿空掘巷围岩稳定性分析

合理的煤柱留设宽度及巷道布置错距不仅能保证煤炭的安全生产,还能提高煤炭资源的产出率,降低巷道支护的难度。以色连二矿近距离煤层群12409工作面为研究背景,采用理论分析得出沿空掘巷煤柱留设宽度,通过数值模拟研究了留设8 m小煤柱时回采巷道的稳定性,并进行现场工业性试验,监测回采期间巷道矿压显现规律。研究结果表明:①基于极限平衡理论及工程经验设计留设8 m小煤柱;②留设8 m小煤柱,测点超前工作面17 m时,煤柱内3.5~5.9 m分布式光纤应变值为-1 470~-7 268,表明煤柱内形成承载区域,利于巷道围岩控制;③回采期间,巷道顶底板及两帮的最大移近量分别为250、123 mm,在可控范围内,保证了矿井安全高效生产。

区段煤柱宽度变化下工作面矿压危险性分析

区段煤柱的宽度会影响工作面矿压变化从而导致冲击危险的发生。以某煤矿工作面为研究背景,由于受到相邻的工作面的影响,该工作面回风巷道侧预留保护煤柱宽度发生变化,因此将工作面沿走向划分为小煤柱、小煤柱-集中巷和大煤柱3个区域。分别沿倾向和走向分析不同区域工作面矿压分布特征,分区分级进行危险区的划分。结果表明:3个区域中小煤柱-集中巷区域危险区分布最大,危险等级排序为小煤柱-集中巷区域>小煤柱区域>大煤柱区域。分析结果可为后续工作面卸压防控提供依据,做到精准防控,节省人力物力。

厚煤层区段煤柱合理留设宽度及支护参数优化研究

采动影响下厚煤层区段煤柱的合理留设是煤炭高效安全回采的重要因素。针对该问题依托中能煤矿3号煤2309工作面回风巷区段煤柱留设进行研究。根据围岩极限平衡理论计算出煤柱合理宽度为8m,结合Flac3D数值计算分析不同宽度煤柱垂直应力及塑性区,验证煤柱留设宽度不应小于8m;针对留设煤柱巷道应用差异化支护方法,对煤柱侧采用帮部3道锚索补强的方法进行围岩加固;针对浸泡煤柱、漏风、有害气体涌入等隐患采取煤柱局部注浆和表面喷浆的方式控制。结合矿压监测反馈表明煤柱留设宽度合理,支护效果良好,为类似厚煤层区段煤柱留设提供技术参考。

浅埋煤层沿空掘巷小煤柱留设宽度及支护技术研究

为研究浅埋煤层区段留设小煤柱宽度和沿空巷道支护技术,以微子镇矿15103工作面小煤柱沿空掘巷为研究对象,通过理论计算和数值模拟分析确定了小煤柱合理宽度为7 m,提出了掘进期间采用锚杆+锚索联合支护、回采期间采用超前支架加强支护的支护方案。该方案对15103工作面沿空巷道变形有较好的控制作用,取得了显著的效益。

同忻煤矿窄煤柱宽度留设及围岩控制实践

针对特厚煤层综放开采沿空掘巷时,留设宽煤柱护巷造成煤炭资源丢失严重,以及围岩变形量大、煤壁片帮等问题,以同忻煤矿8311工作面5311回风巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场观测相结合的方法,对其沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的留设进行了分析。研究表明,理论分析得知留设煤柱宽度为6 m左右时可确保5311回风巷位于沿空边缘煤体支承压力降低区和煤体应力屈服区,有利于巷道围岩的稳定。基于3DEC数值模拟分析,得到留设6 m煤柱5311回风巷的稳定性以及8311工作面回采后沿空掘巷超前段顶板、实体煤帮、煤柱内围岩应力分布和塑性区演化特征。经现场应用,验证了综放开采留设窄煤柱掘巷技术的优越性和可靠性。

迎采动宽煤柱承载特性及矿压显现规律研究

单翼开采矿井为解决采掘接替紧张的问题,常会出现迎采对掘的情况,而迎采动掘巷期间,矿压显现规律和煤柱宽度的确定是巷道掘进及安全回采的关键。以炭窑坪煤业100303运输巷迎采掘巷期间为工程背景,采用理论分析、数值模拟、现场监测等方法,对煤柱的合理宽度及迎采期间的矿压显现规律进行研究分析。主要结论有:通过理论计算,煤柱在受到掘进扰动和工作面采动的双重影响下,确保煤柱不完全发生塑形破坏且存在弹性核的宽度至少为30 m。数值模拟发现,掘进迎头至相遇位置前方20~30 m时,围岩变形开始增大,煤柱帮和回采帮变形量均超过0.5 m。当掘进至采空区后方一定距离后,围岩因同时受掘进扰动与采空区侧向支承应力的叠加影响,变形增幅加快,煤柱帮变形严重,最大变形量超1 m。提出100303运输巷掘进距100302综采工作面70 m时,停止掘进,在迎采扰动范围内,优化支护参数,提高煤柱承载能力。现场监测表明,巷道顶底板和两帮均变形较小均在可控范围内,有效控制了迎采动工作面掘巷的围岩变形。

上保护层开采下特厚突出煤层沿空巷道合理位置研究

基于上保护层开采下特厚煤层瓦斯地质条件,综合理论分析、数值模拟、工程实践等方法,对采空区侧向应力分布特征、突出危险性预测指标变化规律及沿空巷道合理位置进行了研究。结果表明:上保护层开采后裂隙岩体存在应力恢复效应,应力恢复后采空区侧向应力峰值会向采空区方向移进;根据采空区侧向不同距离下的煤体突出预测指标测试结果划分了充分卸压排放区、有效卸压排放区及危险区域,结合工程类比、数值模拟结果、隔绝采空区气体需要,确定了沿空煤柱留设宽度为5~7 m;调整后巷道掘进期间突出预测指标及回风瓦斯浓度最大值分别为0.16 mL/(g·min^(1/2))、0.22%,与未调整之前相比降幅分别达到66%、35.3%,保证了巷道安全掘进,验证了沿空煤柱留设的合理性。

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。

回撤通道末采期间矿压显现与围岩破坏规律研究

以陕西某矿大采高综采工作面设备回撤通道为工程背景,综合运用现场监测和数值模拟等方法,开展回撤通道末采期间矿压显现与围岩破坏规律研究。研究发现,末采阶段平均来压步距为15.6 m。支架最大动载系数K P为1.76,平均K P为1.53。支承压力峰值位于在工作面前方13.4 m处,应力集中系数K平均为1.67。随工作面持续推进,间隔煤柱上的支承压力曲线是呈明显的“非对称双峰”转“单峰”分布。支承压力峰值P随间隔煤柱宽度的减小其转移路径为:远离回撤通道煤柱帮侧→逐渐靠近煤柱帮侧→跨越通道转移至实体煤侧;回撤通道围岩的塑性区分布形态与围岩变形破坏作用也呈动态变化,当间隔煤柱宽度减小至8 m时,回撤通道围岩塑性区与采动塑性区开始连接,导致间隔煤柱承载性能下降。间隔煤柱由8 m减小至2 m过程中,低于4 m时工作面与回撤通道的塑性区彻底贯通,产生“非对称”围岩大变形,塑性区扩展出现“蝶形”现象。主要原因是超前支承压力造成的高偏应力环境引起回撤通道围岩表现出持续大变形。

余吾煤矿井下矸石巷道充填技术研究与应用

为提高岩巷的施工速度,余吾煤矿采用盾构机掘进,由此产生了大量的矸石。在对比综采矸石充填、综采膏体充填和巷道充填3种不同矸石井下处理方式优缺点的基础上,确定采用巷道充填。建立了掘进巷道应力分布的模型,推导了煤柱宽度的计算公式,采用等效采高计算得出煤柱的宽度为15 m。结合现场的实际情况,确定了矸石物料的运输路线以及主要设备。实践结果表明,采用巷道充填的方式井下就地处理矸石,经济社会效益显著,可为类似条件下的矸石处理提供借鉴。

特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制研究

聚焦于特厚煤层回采巷道煤柱宽度及围岩控制的研究,旨在解决特厚煤层回采工程中的安全性和稳定性问题。通过分析特厚煤层回采的重要性和挑战,深入探讨合理煤柱宽度选取以及围岩控制策略,提高矿山生产效率与安全性。并分析特厚煤层特点、回采方法和技术现状,综合分析煤柱宽度与围岩控制的关系,为相关领域提供有效的指导。

综放面迎采对掘巷道合理煤柱宽度及围岩控制技术研究

针对迎采对掘小煤柱巷道存在围岩不易控制的难题,以永红煤矿3306工作面为工程地质背景,充分利用理论、模拟和试验相结合的方法,分析了迎采对掘巷道围岩演化特性及其围岩应力、变形与支护强度之间的协调关系,提出巷道围岩分段让压综合控制技术,并进行了现场应用。研究表明:迎采对掘巷道(3306运输顺槽)合理的煤柱宽度为9 m;该类型的巷道所经历侧向动压、侧压压力时的应力环境差异性较大,为此提出以小孔径锚索加固、煤体注浆加固及高强护表联合支护为主,巷道超前支护为辅的动态分区域联合控制技术,可有效控制巷道底鼓和非对称变形难题;巷道掘进期间变形不明显,回采期间顶底板收缩最大972 mm、两帮收缩最大586 mm,围岩变形可控,确保了工作面安全回采。同时也为相似条件下的巷道实践提供科学参考。

龙王沟煤矿612辅运顺槽小煤柱尺寸优化设计

为了提供工作面煤柱回采率,有利于矿压控制以及资源回收,龙王沟煤矿通过技术研究,对612辅运顺槽围岩力学性质进行分析,并利用数值模拟的方法在不同工况条件下预留煤柱应力以及围岩变形进行分析。研究结果表明:612辅运顺槽煤体抗压强度平均值19.25 MPa,应力场类型为σ_(v)>σ_(H)>σ_(h)型应力场,确定612辅运顺槽预留小煤柱宽度为8.5 m,在该煤柱宽度下卸压前后巷道顶底板移近量在300 mm以下,两帮移近量在400 mm以下。

全煤开拓大巷煤柱宽度优化模拟研究

采用数值模拟方法对煤层开拓大巷进行煤柱宽度优化研究,分析变采动应力、变煤柱宽度下大巷稳定性(应力、变形和塑性区)。结果表明,煤柱宽度小于30 m、采动应力系数≥3.0时,开拓大巷铅直应力远高于煤柱宽度40 m时。相同采动应力系数下,大巷顶板及两帮位移均随着煤柱宽度的增大而逐渐减小,且采动应力系数越大减小量越大。采动应力系数≤2.5时,各煤柱宽度下大巷的顶板及两帮位移变化不大;采动应力系数>2.5时,大巷顶板及两帮位移在煤柱宽度40 m以后变化较小,即大巷间煤柱宽度40 m时相互影响较小。采动应力系数≤1.5时,围岩体的塑性区均处于锚杆锚索支护范围内;采动应力系数≥2.5时,塑性区超过锚杆锚索支护区域(变形量≥120 mm,塑性区分布形态呈“蝶形”)。

Web pillar stability in open‑pit highwall mining

When highwall mining technology is applied to recover large amounts of residual coal left under the highwall of a big openpit mine,a reasonable coal pillar width is required to ensure the stability of the web pillars.Using numerical simulations,this paper studied the characteristics of the abutment stress distribution in the web pillars under different slope angles and mining depths,and established a relation describing the stress distribution in the web pillar.The relationship between the abutment stress and the ultimate strength of the web pillar under different pillar widths was also analyzed.In combination with the failure characteristics of the pillar yield zone,this relationship was used to explore the instability mechanism of web pillars.Finally,the optimal retaining widths of the web pillars were determined.Based on the modeling results,a mechanical bearing model of the web pillar was established and a cusp catastrophe model of pillar-overburden was constructed.Additionally,the web pillar instability criterion was derived.By analyzing the ultimate strength of the web pillars,a formula for calculating the yield zone width either side of the pillars was established.Using the instability criterion of web pillars in highwall mining,a reasonable pillar width can be deduced theoretically,providing significant guidance on the application of highwall mining technology.