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。

Comparative Analysis of the Distribution Characteristics of Floor Stress Field between Gob-Side Entry Retaining with Roof Cutting and Conventional Mining

All coal fields in North China are affected by floor confined water to varying degrees, floor failure and water inrush risk have always been a major problem to baffle coal mining activities. Roof cutting and pressure relief and the lack of protective coal pillar can cause the change of floor stress field, leading to the change of the floor failure depth, stress field of floor is the key to determine the depth of floor failure. In order to deeply study the distribution characteristics of floor stress field in gob-side entry retaining mining with roof cutting, taking the 50107 and 50109 working faces of Dongdong Coal Mine in Chenghe as the research objects, the numerical simulation software is used to simulate the floor stress field distribution of gob-side entry retaining mining with roof cutting and conventional mining. The distribution characteristics of the floor stress field of the working face are compared and analyzed under the three modes of conventional mining of reserved coal pillar, the first mining face of gob-side entry retaining with roof cutting and gob-side entry retaining with roof cutting. The results show that the peak stress concentration in front of the working face all occurs at 10 m under the three mining modes. The stress concentration area in front of conventional working face of reserved coal pillar is mainly in the middle of the working face. The stress concentration area in front of the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) is located in the middle of the working face and the side of the working face of the retaining roadway. The stress concentration area of the working face (50109) is mainly in the middle and the two ends of the working face. The order of the peak value of the maximum concentrated stress in front of the working face is conventional working face of reserved coal pillar > the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109). There is a stress reduction zone behind the working face, but there is a stress concentration phenomenon extending to the outside of the roadway, and the stress distribution is obviously different. Conventional working face of reserved coal pillar and the first working face of gob-side retaining with roof cutting (50107) show a double peak form of stress concentration on the outside of the two ends of the roadway, and the peak value of the concentrated stress at the rear of the working face is in the following order: On the side close to the transportation roadway, conventional working face of reserved coal pillar = the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109);on the side close to the return airway, conventional working face of reserved coal pillar > the first working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50107) > working face of gob-side entry retaining with roof cutting (50109).

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。

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。

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。

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。

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。

倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究

为解决回采巷道倾斜厚硬顶板应力集中问题,降低顶板覆岩突然垮落的冲击扰动风险及提高倾斜厚硬顶板切顶留巷围岩控制效果,以长城六矿1301N运输巷切顶留巷为工程背景,综合采用理论分析、数值模拟及现场监测的研究方法开展倾斜煤层厚硬顶板切顶留巷关键参数优化研究。首先,基于岩石碎胀系数、砌体梁理论及现场地质资料,推导计算了1301N运输巷切顶高度和切顶角度的理论最小值。其次,为进一步验证并优化理论推导结果,利用PFC^(2D)数值软件建立了1301N工作面切顶留巷模型,采用控制变量法分析了不同切顶高度和切顶角度下留巷顶板应力、位移及组构张量响应特征。分析结果表明:切顶高度与卸压效果之间存在底数大于1的对数增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果逐渐增强但其增长幅度逐渐减小;切顶角度与卸压效果之间存在“S”型增长关系,即随着切顶高度增加,卸压效果先增强后减弱。卸压参数与卸压效果之间的变化规律揭示了切顶高度选择存在最适值,切顶角度选择存在最优解。综合理论分析、经济收益及数值模拟结果,确定长城六矿1301N运输巷倾斜厚硬顶板切顶留巷过程中最适切顶高度为13 m,最优切顶角度为10°。现场监测获得该切顶参数下围岩控制效果较好,留巷围岩变形量较小,可有效满足下一工作面开采需求,验证了优化切顶参数的有效性,为类似地质条件切顶留巷参数的选取提供理论依据和实践参考。

托顶煤切顶留巷围岩控制技术研究

为了解决托顶煤巷道围岩变形难以控制的问题,运用理论分析、离散元数值模拟及现场工业试验相结合的方法对义棠煤业100602工作面切顶成巷围岩控制技术进行研究,分析了不同切顶高度、采高对留巷围岩变形影响规律。研究发现,适当增加切顶高度并降低采高有利于巷道围岩稳定,并确定开采技术参数为切顶高度24 m、采高6 m。现场监测结果显示,在合理的支护策略及开采工艺参数下,托顶煤切顶留巷围岩变形控制效果良好。

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。

龙凤煤矿切顶卸压成巷围岩控制研究

为了提高煤炭采出率,基于龙凤煤矿生产条件,通过理论分析、数值模拟、现场监测等方法研究切顶卸压沿空留巷控制对策,提出“恒阻大变形锚索+单体和十字梁+可缩性U型钢”的联合支护方式。通过对巷道位移量、液压支架压力、巷道漏风量、沿空留巷甲烷浓度监测数据的分析,沿空留巷滞后工作面约130 m时围岩开始趋于稳定,巷道漏风率在2.14%~3.80%内,风量满足使用要求,沿空留巷回风流中的瓦斯浓度在留巷期间均低于1%,没有甲烷超限现象发生。经过现场观测,巷道顶板预裂切缝率高,液压支架压力明显降低,顶板卸压效果明显,取得了良好的留巷效果。

“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术分析及应用

采用理论分析,建立相应的沿空留巷巷旁支护力学模型,提出采用“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术,并以新集一矿360804综采工作面运输巷沿空留巷为背景,并进行工程实践和现场实测。结果表明:坚硬顶板、深部复杂矿井采用“柔模-切顶”沿空留巷仍然极有可能出现应力集中从而破坏柔模墙体的现象;“砼墙-切顶-让压”沿空留巷技术可以缓解顶板压力,防止墙体受压破坏,充分发挥围岩的自稳性能;新集一矿沿空留巷最大顶底板移近量为361 mm,最大两帮移近量为189 mm,巷道变形在允许范围内,留巷效果较好。该研究可以为相似工程提供借鉴。

坚硬顶板高压磨料射流侧向切顶煤柱卸荷技术研究

针对坚硬顶板下临空巷道存在的高应力、大变形、难支护等问题,分析了磨料射流能量分布情况,研究了磨料颗粒及高压水射流的冲击破岩作用。基于“砌体梁”原理,建立不同岩性条件下的岩层周期破断力学模型,研究了巷道侧向切顶条件下上覆岩层断裂情况,采用数值模拟分析切顶前后煤柱应力变化情况,提出了磨料射流侧向切顶煤柱卸荷技术。现场试验结果表明,采用磨料射流切顶后巷道高度变形量减小38.7%,宽度变形量减小45.8%,巷道变形得到有效控制。同时,切顶后每日最大总能量降低85.5%,平均每日总能量降低82.6%。验证了磨料射流侧向切顶对坚硬顶板的弱化效果,为坚硬顶板弱化治理提供了一种新的技术手段。

厚直接顶支架切顶沿空留巷稳定性分析

针对厚直接顶切顶沿空留巷采空帮大变形问题,通过建立厚直接顶支架切顶沿空留巷矸石自成巷旁承载力学模型和结合现场实测,得到矸石巷旁支护水平侧压及支承压力作用机理,表现为:(1)采空区侧厚直接顶破断为倾斜断面,垮落矸石沿倾斜断面分布并形成矸石巷旁支护;(2)采空区侧厚直接顶破断前,矸石巷旁支护侧向压力主要为矸石自重引起,破断后,主要影响因素增加了上部载荷和断裂基本顶荷载,其最大矸石巷旁支护侧向压力增大41%,最大矸石巷旁支护支承压力增大49%;(3)矸石巷旁支护和巷旁切顶支架联合支护顶板,使其更好地适应巷道采空帮围岩剧烈变形,为相似条件下的留巷提供了理论及技术借鉴。

东欢坨矿切顶卸压沿空留巷聚能爆破关键参数研究

为确定切顶卸压沿空留巷合理的聚能爆破参数,实现成功留巷的目的,以东欢坨矿20221工作面倾斜中厚煤层为工程背景,采用理论分析、工程经验和现场试验研究相结合的方法,对双向聚能张拉爆破参数进行了研究,对不同爆破参数下单位长度爆破孔成缝率进行了分析。结果表明,在爆破孔深7.5 m、炮孔间距500 mm的情况下,“4-4-1”的装药结构爆破成缝效果明显,成缝率达到90%以上,在工作面回采过后顶板垮落及时,现场应用效果良好。

沿空留巷围岩稳定性综合评判与控制技术研究

为提高沿空留巷稳定性,以东瑞煤矿1203工作面运输巷(沿空留巷)为研究背景,采用层次分析法,研究沿空留巷稳定性主控因素,得出煤体强度、巷道断面支护强度对沿空留巷围岩稳定性影响最大,其权重占比高达59.7%。基于主控影响因素,设计了切顶高度为5 m、切顶角度为10°的切顶卸压方案,采用3DEC数值模拟,得出切顶后巷道顶板垂直应力下降了7%;切顶断面支护优化后,右侧顶板塑性区发育面积缩小了54%,底板塑性区发育面积缩小了37%。支护优化后,临时支护顶底板累计变形量减小了23.8%,两帮累计变形量减小了47.3%;永久支护顶底板累计变形量减小了3.6%,两帮累计变形量减小了26.9%。巷道采用切顶与提高锚杆索预紧力后,巷道围岩变形控制效果明显。

切顶沿空留巷卸压机理及支护技术研究

云驾岭矿9号煤上覆厚硬岩层,采场矿压显现强烈,采用传统的沿空留巷方法围岩控制难度大。以云驾岭矿19103工作面运巷为背景,分析了切顶沿空留巷厚硬直接顶力学平衡条件,得出巷旁需提供不小于1046 kN的支护阻力。采用数值模拟的方法对比了沿空留巷在厚硬直接顶条件下切顶与不切顶时围岩变形及应力、塑性区的分布规律,结果表明:切顶后采空区顶板更容易垮落,留巷顶板稳定时下沉量仅为同期不切顶时的28.2%,切顶后留巷侧顶板垂直应力变小、水平应力增大且围岩塑性区向顶底板深部转移,揭示了预裂切顶卸压的机理为阻断工作面动压的传递以及诱导采空区顶板提前冒落接顶承压,水平应力增大的原因为切缝两侧形成的长、短“悬臂梁”变形的结果。提出了针对厚硬直接顶切顶留巷的顶板控制理念为集中支护切缝端、适当让压和形成“组合悬臂梁”,采用了“长、短锚索+单体液压支柱+可缩性U钢梁”的综合支护技术及挂网喷浆的密闭措施。现场工业性试验效果良好,切顶后留巷顶板锚索受力峰值在350 kN左右,围岩稳定后巷道规格满足二次复用的条件。

高地应力条件下沿空留巷切顶卸压关键技术参数研究

沿空留巷经历了多次采动应力影响,巷道围岩变形破坏严重。切顶卸压技术可以切断巷道直接顶与上覆岩层间的联系,改善巷道围岩条件,增强巷道的稳定性。为了探究切顶卸压关键技术参数,采用数值模拟方法研究不同切顶高度和不同切顶角度条件下巷道围岩的应力分布和位移变化情况,确定柴里煤矿263_(上)31工作面切顶高度为6 m,切顶角度为5°。经现场实践验证,263_(上)31工作面巷道围岩控制方案达到了预期的效果,研究内容可为相似条件下巷道围岩的控制提供一定的参考。

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。

复合顶板沿空掘巷煤柱宽度计算与支护方案

余吾煤矿主采的3号煤层顶板由泥岩、砂质泥岩、中砂质等组成,岩层厚度较小,岩层强度较低,属于复合顶板。为提高矿井煤炭资源利用率,S1206工作面采用窄煤柱开采方法,沿空掘进S12061巷。通过理论计算,煤柱宽度范围为6.45~8.7m,综合考虑各种因素,最终确定煤柱宽度为8m;采用顶板注浆+锚杆(索)联合支护技术,巷道掘进期间巷道顶底板最大变形量为94mm,两帮变形量最大为136mm,应用效果较好。