Joint Bearing Mechanism of Coal Pillar and Backfilling Body in Roadway Backfilling Mining Technology

In the traditional mining technology,the coal resources trapped beneath surface buildings,railways,and water bodies cannot be mined massively,thereby causing the lower coal recovery and dynamic disasters.In order to solve the aforementioned problems,the roadway backfilling mining technology is developed and the joint bearing mechanism of coal pillar and backfilling body is presented in this paper.The mechanical model of bearing system of coal pillar and backfilling body is established,by analyzing the basic characteristics of overlying strata deformation in roadway backfilling mining technology.According to the Ritz method in energy variation principle,the elastic solution expression of coal pillar deformation is deduced in roadway backfilling mining technology.Based on elastic-viscoelastic correspondence principle,combining with the burgers rheological constitutive model and Laplace transform theory,the viscoelastic solution expression of coal pillar deformation is obtained in roadway backfilling mining technology.By analyzing the compressive mechanical property of backfilling body,the time formula required for coal pillar and backfilling body to play the joint bearing function in roadway backfilling mining technology is obtained.The example analysis indicates that the time is 140 days.The results can be treated as an important basis for theoretical research and process design in roadway backfilling mining technology.

Evaluation of roof cutting by directionally single cracking technique in automatic roadway formation for thick coal seam mining

Automatic roadway formation by roof cutting is a sustainable nonpillar mining method that has the potential to increase coal recovery,reduce roadway excavation and improve mining safety.In this method,roof cutting is the key process for stress relief,which significantly affects the stability of the formed roadway.This paper presents a directionally single cracking(DSC)technique for roof cutting with considerations of rock properties.The mechanism of the DSC technique was investi-gated by explicit finite element analyses.The DSC technique and roof cutting parameters were evaluated by discrete element simulation and field experiment.On this basis,the optimized DSC technique was tested in the field.The results indicate that the DSC technique could effectively control the blast-induced stress distribution and crack propagation in the roof rock,thus,achieve directionally single cracking on the roadway roof.The DsC technique for roof cutting with optimized parameters could effectively reduce the deformation and improve the stability of the formed roadway.Field engineering application verified the feasibility and effectiveness of the evaluated DSC technique for roof cutting.

Roadway layout for recycling residual coal pillar in room-and-pillar mining of thick coal seam

In the context of a room-and-pillar mining gob in Shanxi province in China,this paper numerically investigates the stress distribution and deformation rules of roadway surrounding rocks at various locations of residual coal pillars in room-and-pillar mining gobs using software FLAC3 D.It is found that the concentrated stress beneath coal pillars distributes in a shape of ellipse.A reasonable roadway layout is then proposed.In this design,it is indicated that roadways should be designed to avoid the supporting zones of pillars with increasing compression and take into account the roof falling and crushing in the upper gob.According to the surrounding rock deformation characteristics and mining roadway locations as well as the supporting principles of timely support,rock reinforcing,piecewise management and suiting local conditions,a new asymmetric shield supporting plan is proposed.The field surveying results show that this supporting plan can effectively control the roadway rock deformation,thus guarantee the safe and smooth construction of roadways.

A physical model study of surrounding rock failure near a fault under the influence of footwall coal mining

A study of the deformation of the surrounding rock and coal pillars near a fault under the influence of mining is conducted on a physical model for the design of coal pillars to support and maintain the roofs of adjacent fault roadways.This research is based on the 15101 mining face in the Baiyangling Coal Mine,Shanxi,China,and uses simulation tests similar to digital speckle test technology to analyse the displacement,strain and vertical stress fields of surrounding rocks near faults to determine the influence of the coal pillar width.The results are as follows.The surrounding rock of the roadway roof fails to form a balance hinge for the massive rock mass.The vertical displacement,vertical strain and other deformation of the surrounding rock near the fault increase steeply as the coal pillar width decreases.The steep increase in deformation corresponds to a coal pillar width of 10 m.When the coal pillar width is 7.5 m,the pressure on the surrounding rock near the footwall of the fault suddenly increases,while the pressure on the hanging wall near the fault increases by only 0.35 MPa.The stress of the rock mass of the hanging wall is not completely shielded by the fault,and part of the load disturbance is still transmitted to the hanging wall via friction.The width of the fault coal pillars at the 15101 working face is determined to be 7.5 m,and the monitoring data verify the rationality of the fault coal pillars.

区段煤柱下大断面回采巷道不同成巷方式分析研究

为了探究在区段煤柱下大断面巷道在掘进时受到扰动最小的一种成巷方式,以乌兰色太煤矿掘进52202工作面运输顺槽为研究背景,针对该工作面实际地质资料,通过数值模拟分析了大断面巷道在不同成巷方式条件下的塑性区形态、应力场及位移场分布规律。结果表明,先掘进5.4 m宽正常巷道,后扩帮2 m的成巷方式为最优成巷方式,将其应用于工程实践,为同类型区段煤柱下大断面巷道提供参考依据。

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。

坚硬顶板切顶卸压技术对巷道围岩变形规律影响

针对特厚煤层坚硬顶板、宽煤柱条件下临空巷道面临的高围岩应力、大变形等问题,以老石旦煤矿16403综放工作面为工程研究背景,从宽煤柱顶板侧向破断结构角度对临空巷道大变形的影响因素进行了理论分析,采用数值模拟方法研究了对16402运输巷实施不同切顶卸压方案时,临近采空区的16403回风巷侧向顶板采动应力传递规律,并在现场施工水力压裂钻孔进行切顶卸压,实现临空巷道围岩变形控制。研究结果表明:“低位坚硬岩层悬臂梁+高位坚硬岩层砌体梁”破断结构是特厚煤层宽煤柱临空巷道大变形的主要原因,可采用切顶卸压技术破坏宽煤柱顶板侧向破断结构来控制临空巷道围岩大变形;切顶角变化可使关键块B长度发生改变,切顶角越大,则关键块B长度越小,临空侧顶板载荷向煤柱传递的程度越弱,临空巷道围岩承受的采动应力越小,切顶角为100°时临空巷道围岩垂直应力与变形量最小;在16402运输巷以切顶角100°施工水力压裂钻孔后,16403回风巷顶底板变形量较未实施切顶卸压的16402回风巷减小86.5%,两帮变形量减小87.1%,临空巷道围岩稳定性得到极大提高。

深井高应力大巷煤柱释能改性防冲机理及应用

针对当前我国深井高应力大巷煤柱频繁发生冲击地压的现状,采用现场调查、理论分析、数值模拟和工程试验等方法,研究了我国大巷煤柱冲击地压发生类型与机理,提出了一种高应力大巷煤柱释能改性防治冲击地压的新方法,基于该方法开展了防冲原理研究、技术体系设计、井下工业试验等一系列研究工作,得到:基于大巷煤柱冲击地压的主导力源类型,结合多起冲击地压典型案例,将我国大巷煤柱冲击地压划分为基础应力叠加型、附加应力诱发型和自身蠕变失稳型3类,分别建立并推导了3类大巷煤柱冲击地压发生机理的力学模型与工程判据,揭示了3类大巷煤柱冲击地压的发生机制。提出一种深井高应力大巷煤柱压裂−注浆协同防治冲击地压的方法,其防冲原理体现在“释能”和“改性”2个方面,井下工业试验发现弹核煤体起裂压力约40 MPa,整体最大压裂宽度达19.5 m,现场监测验证该方法能够降低大巷煤柱能量积聚水平,提高大巷煤柱整体冲击阈值。设计了深井高应力大巷煤柱释能改性防冲成套技术体系,包括孤立煤体冲击危险“评估−检验−校核”方法、弹性核水力压裂增缝释能技术和整体注浆加固改性技术。研发了大巷煤柱弹性核压裂“震动−应力−位移”三场监测设备和PS-Z-A/B型无机双组份速凝整体注浆改性材料。

神东矿区综采工作面过同层位空巷强矿压显现机理及控制方法

神东矿区各矿井在回采过程中由于工作面布置方式调整,工作面前方常会出现以往工作面空巷。为避免工作面过空巷期间发生顶板事故,总结了神东矿区多个工作面和空巷赋存条件、过空巷处理方法与矿压控制效果,分析了工作面过空巷期间顶板超前断裂失稳机理。综合考虑空巷、泵送支柱、煤柱与支架对顶板的不同支撑作用,采用数值模拟研究了不同煤柱尺寸、周期来压破断位置、空巷跨度与泵送支柱强度条件下,工作面过空巷期间顶板下沉和弯曲拉应力分布情况,结果表明:随着空巷与工作面斜角度从90°垂直减小至0°平行,空巷对工作面影响的推进长度减小,但过空巷期间工作面矿压显现范围增大,强度更加剧烈。工作面过空巷期间矿压显现强度主要受煤柱尺寸、过空巷前上一次顶板断裂位置、空巷跨度和空巷支护情况等因素的控制。随着工作面靠近空巷,煤柱必然逐渐失稳,且大多数空巷在工作面开采前已经存在,其跨度难以改变。神东矿区通过加强巷道顶板支护和通过等压调整顶板周期破断位置以实现工作面过空巷期间的矿压控制。随着泵送支柱峰值强度和弹性模量的增大,对空巷顶板的控制效果明显,但在顶板悬露过长时可能发生失稳破坏并失去承载能力。当顶板周期断裂位置分别位于过空巷前后,过空巷期间顶板能够承担主要上覆载荷,采场矿压得到有效控制;反之,顶板将在过空巷期间发生超前断裂,导致发生冒顶和压架事故。最后以神东矿区哈拉沟煤矿综采工作面过空巷为例,分析了泵送支柱和等压开采在工作面过空巷期间的矿压控制效果,为神东矿区乃至其他矿区工作面过空巷期间矿压控制提供借鉴。

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。

煤柱群回采沿空掘巷护巷煤柱尺寸研究

以赵庄煤矿五盘区煤柱回收工作面为研究背景,通过理论计算得到了沿空掘巷煤柱的留设尺寸应不小于4.1 m,并采用数值模拟对掘巷及回采期间不同宽度煤柱的围岩应力及塑性区进行了分析,数值模拟方案设计了4 m、5 m、6 m、17 m、18 m、19 m、20 m及25 m共8种煤柱尺寸留设方案,最终确定了煤柱的最优合理尺寸为19 m。现场矿压监测结果表明,留设宽度为19 m的护巷煤柱且进行合理支护后,沿空巷道围岩稳定性得以提高,可以满足工作面安全生产要求,实现五盘区残余煤柱的安全高效回收。

近距离煤层群协同机理对下位煤层巷道围岩应力研究

针对山西西易煤矿近距离4-1煤层、4^(-2)煤层,上位4-1煤层遗留煤柱对底板应力集中问题,讨论下位4^(-2)煤层巷道布置特征。通过塑性理论计算得出遗留煤柱对底板影响深度为25 m,大于上、下煤层夹层厚度,并计算得出遗留煤柱对底板横向影响范围为33.9~39.9 m。基于FLAC3D数值模拟分析下位4^(-2)煤层三种巷道位置布置方案,得出巷道布置在采空区最有利。综合分析遗留煤柱应力影响范围和数值模拟方案,得出下位4^(-2)煤层巷道外错40 m最为合理,且利于相邻工作面巷道布置。同时,提出采用“工字钢棚+锚杆+金属网”联合支护形式,在掘进和回采期间巷道稳定性较好,能保证正常矿井生产。

黄陵二号煤矿厚煤层留巷围岩变形特征分析

厚煤层煤柱留设宽度对煤炭资源回收率与围岩稳定性具有重要影响。为黄陵二号煤矿煤柱留设合理宽度,运用数值模拟方法与现场实测技术,对不同煤柱留设宽度的围岩应力进行分析,并对锚索应力、顶板离层量的演化趋势进行监测。结果表明,煤柱尺寸在12~18 m时应力峰值与位移峰值变化范围最小,最终确定煤柱尺寸为15 m。工程监测表明,回采动压超前影响范围为220 m,工作面距离四联巷的-50 m到75 m范围为矿压快速显现阶段。工作面回采过后50 m,锚索应力与顶板离层量趋于稳定状态,验证了黄陵二号煤矿303工作面的煤柱留巷稳定性满足围岩的支护控制需求。

登茂通煤业3107孤岛工作面回采巷道支护技术研究与应用

针对登茂通煤业3107孤岛工作面回采巷道围岩控制较为困难等问题,采用理论分析、数值模拟、井下试验等手段。揭示了小煤柱双巷及沿空留巷的围岩应力分布特征,巷道帮部应力呈现非对称形态,偏应力高值区集中于巷道帮部,因此重点在于帮部支护及支护体稳定性;确定了巷道的各项支护参数,采用锚网索锚杆联合支护,并采用单体柱进行超前支护;通过井下3107工作面试验,得到进风巷变形量稳定在378~569 mm,辅助进风巷和回风巷变形量稳定在152~298 mm,变形量满足安全生产需求,取得了良好的控制效果。

同忻矿山小煤柱工作面矿压综合治理技术试验研究

同忻矿8210小煤柱巷道虽处于采空区侧向应力降低区内,围岩应力环境较好,但同时也伴随着巷道围岩整体松软破碎,小煤柱整体完整性较差,承压能力弱,不利于巷道维护,也为矿山工作面安全管控带来一定隐患。因此,同忻矿山决定开展小煤柱工作面矿压综合治理研究,采用初采切眼爆破放顶、尾巷爆破切顶卸压及头巷水力致裂工艺降低矿压影响,提升初采期间顶煤回收率,控制巷道变形。试验结果表明,初采切顶爆破效果良好,初次来压步距及来压强度得到有效缩短弱化,初采可放煤距离大大缩短。尾巷切顶卸压成功爆破400个孔,围岩控制率提高了37%。头巷超长孔定向水力压裂效果良好,裂隙发育充分,达到预期效果。

顺序开采工作面小煤柱巷道布置方法研究

为减小顺序开采条件下小煤柱巷道布置面临的相邻工作面回采扰动及采空区覆岩运动影响,以巴彦高勒煤矿为例,提出1种“窄煤柱反掘+宽煤柱正掘”的小煤柱巷道布置方式,并分3个阶段分析了巷道布置的过程及相关影响因素;通过地表岩移观测分析,得出了采空区覆岩运动特征及稳沉距离。结果表明:盘区内工作面开采顺序的不同导致采空区覆岩运动特征存在差异性;采空区稳沉距离约为900~1000 m;23104工作面回风巷布置过程中严格遵循反掘巷道滞后采空区的稳沉距离和正掘巷道长度的设置要求,完成了巷道的合理布置,保证了工作面平稳接续。

近直立煤层群水平分段综放开采充填卸压防冲研究

目前近直立煤层开采冲击地压防治措施主要有爆破、水压致裂、建立保护层等,或破坏层间岩柱和顶底板,或难以解决大采深情况下的层间岩柱应力集中问题,且会导致较大的地表沉降。以乌东煤矿为工程背景,针对近直立煤层群水平分段综放开采方法,提出了充填采空区技术,以支护层间岩柱及顶底板,降低开采分段周围煤岩体的应力集中现象。设计了3种充填方案:方案1为第一开采分段采空区使用高强度材料充填,其余分段采用普通材料充填;方案2为第一开采分段采空区使用高强度材料充填,其余分段交替采用高强度材料和普通材料充填;方案3为每一分段采空区均使用高强度材料充填。通过数值模拟研究了3种充填方案的卸压防冲效果,结果表明:与未充填相比,3种充填方案下层间岩柱最大垂直应力分别下降25.07%,26.57%,29.23%,下一分段煤体最大水平应力分别下降10.63%,10.79%,12.34%。综合考虑卸压效果和经济效益,优选间隔充填的方案3。指出可结合高应力区域实时智能监测技术,及时支撑层间岩柱,减少层间岩柱及下分段煤体的应力集中,防止冲击地压发生。

宽煤柱窄条带点柱式充填开采技术与实践

针对某煤矿地下水保护的需要,提出一种宽煤柱窄条带点柱式充填开采技术。为成功实现条带式保水煤层开采,首先,分析条带开采时煤柱的留设;其次,分析了充填方法后,结合煤矿的充填材料来源,提出膏体充填工艺及流程;最后,对充填效果评价指标接顶率分析,提出点柱式充填加强支护效果。开采块段采用单翼长壁法布置充采双工作面,并形成全风压通风系统,在工作面内平行于切眼方向划分数量不等的宽煤柱,每个宽煤柱安排不同轮次的窄条带进行回采。条带开采后实施沿空留巷,采空区(回采后的窄条带)实行点柱式充填法与完全充填法相间的方法处理,第一轮与第二轮采用点柱式充填法、第三轮与第四轮采用全部充填法管理顶板。采用数值模拟分析,对充填后地表最大下沉量进行了预判与分析,地表最大下沉量发生在采区中部,为106mm,现场地表沉降监测数据和理论计算结果相吻合。研究成果在煤矿现场得到了应用,实现了地下水资源保护性采煤,提高资源回收率,降低充填成本,减少地表沉降。

采空区下工作面末采期回撤通道围岩应力分布规律

针对万利一矿采空区下工作面末采期双回撤通道矿压显现的现象,采用相似模拟和数理分析手段,研究了末采期顶板结构演化规律,建立了末采期回撤通道围岩力学模型,分析了回撤通道围岩应力演化机理。结果表明:(1)两层煤间隔58 m,下层煤开采基本不改变上层煤覆岩裂隙带和垮落带高度,但使垮落带向下垮落程度增加和裂隙带岩层间裂隙宽度增加;(2)末采期工作面超前支承压力会发生应力转移,剩余煤柱上方应力会明显减小,超前支承压力由停采线煤柱-间隔煤柱共同承载;(3)42煤层双回撤通道工作面末采阶段停采线煤柱塑性区宽度约为4.2 m,剩余煤柱停采线侧塑性区宽度为5.5 m,剩余煤柱采空区侧塑性区宽度为6.5 m;研究成果可为采空区下回撤通道布置及应力调控提供理论依据。

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。