Stability analysis and control technology of gob‑side entry retaining with double roadways by flling with high‑water material in gently inclined coal seam

To ameliorate the defects of insufcient support resistance of traditional roadside flling bodies for gob-side entry retaining(GER),overcome the inability to adapt to the deformation of surrounding rock,and isolate the goaf efectively,a new type of high-water material as a roadside flling body for GER technology with double roadways was proposed.The instability analysis and control technology of GER with double roadways by flling high-water material into a gently inclined coal seam were studied.The basic mechanical properties of the new high-water material were investigated through laboratory experiments,and their main advantages were identifed.The reasonable width of the roadside flling wall of a high-water material was obtained by combining ground pressure observation and theoretical calculations.The distribution characteristics of the stress and plastic zone of surrounding rock of GER after being stabilized by the disturbance of the working face were studied using numerical simulations,and the failure range of GER by flling with high-water material was revealed.Based on this,a coupling control technology of anchor cables and bolts+single props+metal mesh+anchor bolts is proposed.Through the coupling methods of arranging borehole peeping and observing the convergences of surrounding rock,the results demonstrate that GER with double roadways by flling with a 1.8-m-wide high-water material has a good control efect.The above research will play an active role in promoting the application of high-water materials in GER roadside flling.

Technique of coal mining and gas extraction without coal pillar in multi-seam with low permeability

Aimed at the low mining efficiency in deep multi-seams because of high crustalstress,high gas content,low permeability,the compound 'three soft' roof and the trouble-somesafety situation encountered in deep level coal exploitation,proposed a new idea ofgob-side retaining without a coal-pillar and Y-style ventilation in the first-mined key pressure-relieved coal seam and a new method of coal mining and gas extraction.The followingwere discovered:the dynamic evolution law of the crannies in the roof is influenced bymining,the formative rule of 'the vertical cranny-abundant area' along the gob-side,thedistribution of air pressure field in the gob,and the flowing rule of pressure-relieved gas ina Y-style ventilation system.The study also established a theoretic basis for a new miningmethod of coal mining and gas extraction which is used to extract the pressure-relievedgas by roadway retaining boreholes instead of roadway boreholes.Studied and resolvedmany difficult key problems,such as,fast roadway retaining at the gob-side without a coalpillar,Y-style ventilation and extraction of pressure-relieved gas by roadway retainingboreholes,and so on.The study innovated and integrated a whole set of technical systemsfor coal and pressure relief gas extraction.The method of the pressure-relieved gasextraction by roadway retaining had been successfully applied in 6 typical working faces inthe Huainan and Huaibei mining areas.The research can provide a scientific and reliabletechnical support and a demonstration for coal mining and gas extraction in gaseous deepmulti-seams with low permeability.

急倾斜深埋巨厚煤层掘巷冲击地压前兆特征及其灾害防治

随着冲击地压矿井逐渐向深开采,其巷道掘进伴随的冲击显现愈发强烈。针对巷道掘进过程中的冲击地压有效防治问题,以新疆乌东煤矿急倾斜煤层矿井为例,运用微震监测对巷道掘进的冲击地压时空前兆特征加以分析。结合巷道掘进的应力与能量变化数值模拟分析,揭示巷道掘进的冲击地压发生机理,提出急倾斜巨厚煤层巷道冲击地压防治策略,并完成现场工程实践验证。研究结果表明:急倾斜巨厚煤层巷道掘进的冲击地压发生前第2~5天出现微震总能量极低值,或存在至少4 d的能量潜伏期;冲击地压发生前5 d普遍存在3 d以上的最大能量占比高频波动期。冲击地压发生前存在明显缺震现象,发生位置集中分布在距离掘进工作面较近的微震能量极小值区间范围内,或位于微震能量极值区间附近的微震频次极小值区间范围内,且冲击地压事件位于冲击变形能指数较高区域。急倾斜巨厚煤层水平分段综放开采的坚硬覆岩结构不易破断,使得巷道掘进存在上水平采空区两侧“双翼型”应力集中,掘进工作面前方与巷道底部受顶底板岩层相互挤压的应力集中分布且能量积聚显著,随着巷道掘进深度增加其应力集中与能量积聚进一步增强,容易诱发冲击地压等动力灾害。综合分析形成急倾斜巨厚煤层巷道掘进的工作面爆破卸压、巷道钻孔卸压与补强支护、复杂区域架蓬的冲击地压防治策略。结合冲击地压时空前兆异常为及时加强卸压力度提供时机。通过工作面与巷道卸压使得掘进期间未发生单日累计1×105 J以上微震能量,在对支护优化调整与复杂区域重点防护后,巷道掘进日均微震能量降至2.2 kJ,其1 kJ以上微震事件占比下降且巷道断面整体平整。研究结果为急倾斜巨厚煤层巷道安全掘进提供了科学依据。

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。

特厚煤层大巷变形破坏特征及控制技术研究

针对特厚煤层大巷变形破坏特征分析及控制技术难题,以砚北煤矿二水平回风大巷为研究背景,在分析巷道围岩地质力学测试及围岩变形破坏特征与机理的基础上,提出了全断面注浆加固与高预应力支护综合围岩控制技术,制定了煤层大巷修复加固具体实施方案,并确定了相应的技术参数,开展了井下工业试验,试验结果表明:修复加固后35 d左右巷道变形趋于稳定,两帮最大位移量63.5 mm,顶底板最大移近量79.8 mm;注浆后水泥浆液与巷帮煤体裂隙及破碎区充分胶结,围岩裂隙明显减少,钻孔成型效果显著提高。研究表明采用高预应力锚杆支护及全断面注浆加固后,在巷道围岩内形成锚注加固体,提高了巷道围岩稳定性与抗变形能力以及浅部锚杆(索)锚固基础力学性能,巷道围岩变形得到有效控制。

“三软”厚煤层回采巷道掘锚一体机工艺优化及应用

“三软”厚煤层回采巷道围岩整体强度低,且岩层结构组合普遍变化较大,造成掘进工作面悬露顶板稳定性差异明显,部分顶板稳定性较差区域无法直接采用掘锚一体机及配套施工工艺,造成掘进工作面频繁停工,整体掘进效率下降。针对此类问题,以沙吉海煤矿“三软”厚煤层回采巷道为工程背景,采用现场调研、理论分析、数值模拟等综合研究方法,阐明了掘进工作面悬露顶板漏冒、掘锚一体机陷入底板或跑偏、煤壁片帮是制约掘锚一体机在“三软”厚煤层回采巷道中应用的关键制约因素;考虑悬露顶板厚度、扰动影响系数、顶板各岩层强度及各岩层完整性等参量的影响,建立和推导了掘进工作面悬露顶板极限跨距计算公式;形成了以掘进工作面悬露顶板极限跨距计算为主导的巷道围岩稳定性分级方法,将“三软”厚煤层回采巷道围岩划分为极稳定、稳定、中等稳定、不稳定、极不稳定5个级别;提出了不同稳定性级别围岩条件下掘锚一体机装备及施工工艺分类优化方案,并从截割滚筒位态调整、底板接地处理、巷帮作业平台增设等方面给出了困难作业环境下掘锚一体机应用对策。研究成果在沙吉海煤矿B1003W05工作面巷道进行了工程应用,其分类优化方案可有效保障掘锚一体机在“三软”厚煤层中的正常运行,相比邻近巷道采用悬臂式掘进机综掘工艺,掘进速度提升了1.0~1.8倍。

大采高综采工作面切顶留巷矸石帮变形控制技术研究

为解决厚煤层大采高综采工作面切顶留巷矸石帮围岩控制难题,首先利用理论分析建立了不同挡矸支护条件下矸石帮位移变化的力学公式,以此为基础提出矸石帮变形控制双策略,减弱矸石帮变形压力和增强矸石帮的抗变形能力;其次利用现场实验设计两种类别共4组挡矸支护方案,探讨不同支护方案的矸石帮控制效果,验证理论研究成果。结果表明:①增强矸石帮侧顶板支护强度,能减弱矸石帮变形压力;②增架卡兰个数、增加卡兰预紧力、增加卡兰个数、增强U型钢之间的摩擦力等能增加U型钢滑移初始滑移应力,增强矸石帮的抗变形能力;③挡矸支护控制效果为:2副卡兰+单体支柱<2副卡兰+单元支架<2副卡兰+单元支架+呛柱<3副卡兰+单元支架。该研究可为同类条件下切顶留巷矸石帮变形控制提供参考。

托顶煤巷道易片冒顶板变形机理与超前导管预注浆控制技术研究

目的 为探究厚煤层易片冒区域托顶煤巷道顶板变形破坏机理,并对易片冒区托顶煤巷道顶板进行有效控制,方法 以常村煤矿2701工作面皮带运输巷为例,通过等截面梁理论分析托顶煤巷道顶板破断成因,研究托顶煤巷道顶板的稳定性与巷道宽度和顶煤强度的关系。通过极限平衡准则得到巷帮位移的计算公式,证明托顶煤巷道具有帮顶协同变形机制。建立托顶煤巷道数值模型,研究巷道埋深、侧压系数、顶煤厚度和顶煤强度与托顶煤巷道围岩稳定性的关系。结果 结果表明:巷道埋深越大,其对托顶煤巷道两帮稳定性的影响越大;侧压系数的增加对巷道两帮和底鼓量的影响更大,对顶板影响较小;顶板下沉量与顶煤厚度呈正相关,底鼓量则与顶煤厚度呈负相关;顶煤强度的增加使巷道顶板下沉量与两帮移近量均近似呈线性减小趋势,底鼓量基本保持不变。结论 通过幂律型流体柱形渗透注浆扩散理论得到超前导管注浆半径,由此提出托顶煤巷道超前导管预注浆帮顶联合控制技术,成功控制易片冒托顶煤巷道顶板冒落问题,可为类似地质条件的托顶煤巷道顶板控制提供借鉴。

特厚煤层掘进巷道两帮卸压钻孔合理参数数值模拟研究

目前钻孔卸压技术为冲击地压矿井巷道掘进期间防冲主要措施之一,钻孔布置和参数决定着卸压效果。目的为了探讨特厚煤层掘进巷道两帮卸压钻孔合理布置参数,方法基于耿村煤矿综放工作面运输巷道地质采矿条件,利用数值计算方法研究掘进巷道两帮在单排布置时孔深、孔径、孔间距,双排布置时排距等不同参数条件下,巷道围岩应力云图和两帮垂直应力分布特征。结果结果表明:(1)单排布置卸压钻孔时,随着孔深、孔径递增,巷道两帮高应力区逐渐向深部围岩转移,而巷道两帮浅部围岩处于低应力区。(2)当钻孔孔深、孔径达到一定值时,巷道两帮支承压力由“单峰型”转化为“双峰型”,浅部围岩处于临界卸压状态;随着孔深、孔径继续增加,巷道两帮处于过度卸压状态。(3)利用卸压后、无卸压时巷道两帮高应力区向深部围岩的转移量ΔL、峰值应力处距巷道表面距离的比值η表示临界卸压和过度卸压状态,确定出卸压钻孔的合理参数。在耿村煤矿13230综放工作面运输平巷进行超前钻孔卸压和锚网索+36U型可缩性金属支架二级支护后,对巷道两帮实施钻孔卸压防冲,效果显著。结论研究结果对冲击地压矿井回采巷道掘进期间的卸压防冲具有指导和借鉴意义。

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。

近距离特厚煤层回采巷道合理布置优化研究

针对近距离煤层开采后遗留煤柱下位特厚煤层回采巷道布置的技术难题,以开滦集团唐山矿为研究对象,综合采用理论分析、数值模拟和现场实测等研究手段,对上位煤层采动后的底板破坏深度、残留煤柱底板应力分布及下位煤层巷道顶板非均布载荷下易被破坏的原因进行了研究。研究表明:上位煤层开采引起的支承应力导致的最大破坏深度为31.5 m,对下位煤层回采巷道布置产生影响;煤柱底板的垂直应力分布具有明显的非均布性,下位煤层回采巷道更易达到抗拉极限而产生变形破坏。同时对比了下位煤层四种巷道布置方式下的主应力分布特征,优选出内错式和平移式布置方式。进一步,通过巷道的应力改变量Δσ和位移改变量ΔD评估回采巷道顶板受应力及变形的不均衡程度,结合数值模拟计算和现场工业性试验数据印证,得出9~#煤层工作面回采巷道最佳内错距离为37.5 m,为特厚煤层回采巷道布置提供了借鉴依据。

急倾斜中厚煤层单一巷道放顶煤采煤方法研究与应用

为解决某矿急倾斜中厚煤层倾角及厚度变化大的开采问题,提出了“急倾斜中厚煤层单一巷道放顶煤采煤方法”。该采煤方法是沿急倾斜煤层倾斜方向划分为若干区段,每个区段沿急倾斜煤层走向仅布置1条巷道。此巷道服务于1个采煤区段,担负工作面通风、运输和行人等任务。对单一巷道放顶煤采煤方法的巷道布置、综放工艺和沿空留巷方法进行了探讨。实践表明,该采煤方法使采煤工作面形成全负压通风,避免了巷道与采空区窜风,杜绝了采空区瓦斯积聚和遗煤自燃,实现了采煤机械化,提高了急倾斜中厚煤层的开采效率和煤炭回收率。单一巷道放顶煤采煤法为类似急倾斜煤层安全、高效开采提供了技术支撑。

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。

松软厚煤层超高巷道围岩失稳因素分析与控制技术

安阳主焦煤矿2301综放工作面回风巷沿煤层顶板布置,但在回采过程中,存在上端头三角煤损失和巷道底板煤层无法回收问题。为此,提出了回风巷超前底煤回收工艺,但面临着超前超高回采巷道围岩控制问题。支承压力高、煤体软弱、巷道超高和超前架反复支撑等因素导致超高巷道变形严重;结合回收底煤工艺和巷道变形破坏特征,提出了主被动联合支护、强化巷帮支护的控制策略和强力锚网索+超前超高液压支架联合支护方法。采用离散元数值模拟方法,分析了不同支承压力下巷道围岩塑性区、位移和应力场分布特征,验证了支护方案的合理性。现场工业性试验表明,补打锚杆、强化超前支架护帮等措施,能够有效控制巷道片帮现象。采用超高巷道围岩控制方法可多回收煤炭资源2.44万t,直接经济效益2.19亿元,具有较强的技术经济前景。

转龙湾矿浅埋薄基岩厚煤层双巷掘进巷间煤柱合理尺寸研究

鄂尔多斯矿区浅埋薄基岩厚煤层工作面双巷掘进普遍采用19~30 m大煤柱护巷,煤炭资源损失严重。为确定转龙湾矿厚煤层23205工作面双巷掘进巷间煤柱合理尺寸,通过极限平衡理论分析得出合理最小煤柱宽度为11.38~20.94 m;采用FLAC^(3D)数值模拟分析了不同巷间煤柱宽度双巷掘进围岩应力、塑性区及位移分布演化规律。研究表明,转龙湾矿23205工作面巷间煤柱宽度最小合理尺寸为14 m左右,实际采用13.8 m巷间煤柱,实践表明巷道维护效果良好。

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。

深部中厚煤层动压巷道顶板预制裂缝卸压护巷应用研究

针对深部中厚煤层动压对巷道造成的破坏问题,以枣泉煤矿130203工作面运输巷为研究对象,进行了深部中厚煤层动压巷道预制裂缝卸压护巷控制技术的研究。首先通过现场调查,分析了2号煤层工作面运输巷变形破坏特征及其原因,包括地质条件、采煤方法、巷道断面形状、支护方式等因素。在此基础上,对顶板人工预制裂缝卸压的作用进行了理论分析,探讨了裂缝深度、裂缝间距、裂缝方向等因素对卸压效果的影响。通过理论计算,得出了顶板人工预制裂缝卸压的合理参数,提出了“巷道侧人工预制裂缝”的卸压护巷技术,并基于该技术进行了设计与实践。实践结果表明,通过在巷道侧施工人工裂缝,有效地释放了围岩压力,提高了巷道的稳定性。

厚煤层软岩定向预裂切顶自成巷技术

为解决厚煤层软岩巷道沿空留巷巷道变形量大,不能满足施工要求的问题,通过对工作面地质条件分析,采用类比法,确定预裂爆破采用双向聚能管,装药结构采用4-2-2-1-0方式,钻孔设计倾角15°,孔间距1 m,孔深9 m。通过矿压监测,在采用顶板定向预裂切顶等技术后,16011工作面周期来压平均压力减小1 490 kN,降低25.9%,沿空留巷段巷道成型较好,变形量较小,能够满足巷道施工要求。

双临空综放面巷道变形能量时空演化机理及防治技术研究

以塔山矿8204-2特厚煤层综放不规则双临空工作面工程地质条件为背景,基于数值模拟揭示了不同煤柱宽度下采动应力及煤柱应变能密度分布特征。结果表明,双临空工作面回采期间,30~60 m宽的煤柱处于高应力状态,峰值超过25.96 MPa,为原岩应力的2.09倍;当煤柱宽度在30~60 m时,煤柱表现出高应力、高应变能密度的“两高”特点,发生强动压的危险性高。为防止三角变宽煤柱动力失稳,现场成功实践了“超深高密大直径卸压钻孔+补丁锚索加强支护”的强动压治理技术,使得巷道掘进和回采期间均未发生冲击地压及显著动压事故,实现了不规则综放面的安全回采。

龙泉煤矿大断面留顶煤回风巷道支护技术探讨

针对龙泉煤矿4号煤层4110回风巷大断面巷道布置及巷道支护问题,采用理论分析、数值模拟、井下试验等手段,对比分析大断面煤巷与以往小断面巷道围岩应力分布、破坏规律,探讨大断面留顶煤巷道围岩稳定性、围岩变形与破坏特征,并针对性优化大断面巷道支护方案。通过井下试验,验证优化后的巷道支护方案满足现场安全生产的需要,具有推广价值。