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。

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。

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。

贵州沿空留巷支护技术的分析与改进

针对贵州某煤矿沿空留巷在原有支护条件下,靠上帮一侧顶板以及下帮底角的岩层变形破坏较严重的情况,对巷道支护方式进行改进。利用数值模拟软件,对改进支护后的巷道围岩变形破坏情况进行分析。研究发现:改进支护后的巷道围岩变形破坏情况得到明显改善,改进后的支护方式能够较好地阻滞巷道上帮一侧顶板和下帮底角的岩层严重变形破坏,从而保持巷道围岩的完整性和稳定性,研究可为类似条件矿井沿空留巷的支护方式提供参考。

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。

多层坚硬顶板特厚煤层综放工作面小煤柱护巷技术

为研究小煤柱护巷巷道的稳定性及其阻隔同层位邻近采空区灾害的特征,以大同矿区石炭系坚硬顶板特厚煤层开采为工程背景,采用理论分析、实验研究、数值模拟等研究方法,从小煤柱护巷巷道的稳定性和其是否具有阻隔同层位邻近采空区有害气体能力2个角度,综合分析小煤柱的合理尺寸及其在不同采动阶段渗透率的演化特征。针对同忻煤矿石炭系煤层8210工作面沿空掘巷小煤柱开采具体的开采条件,建立了双关键层采场内外应力场叠加的力学模型,推导出双关键层条件下沿空掘巷小煤柱合理尺寸的计算关系式,理论确定8210工作面小煤柱合理尺寸为6.0 m;应用DJG–Ⅱ型煤岩渗流测试装备,研究不同采动阶段小煤柱渗透率演化特征,试验确定在第3采动阶段小煤柱渗透率较初始渗透率增大了23倍,该阶段小煤柱基本失去了阻隔邻近采空区有害气体的能力。根据理论研究结果,现场选取6 m小煤柱进行工业性试验;根据试验研究结果,开采试验过程中对小煤柱进行了改性降透措施,在小煤柱表面及顶板距煤柱帮1500 mm范围内喷射厚层混凝土(100 mm)。实践表明:工作面回采过程中小煤柱护巷的回采巷道发生了一定的变形量,但是巷道变形在安全可控范围之内,巷道稳定,可实现安全回采;开采过程中8210工作面上隅角CH4气体浓度远低于邻近8305工作面采空区CH4气体浓度,表明小煤柱经过改性降透后具备了阻隔同层位邻近采空区有害气体的能力;开采实践也进一步验证了理论和试验研究成果的合理性和科学性。研究成果可以为类似条件下小煤柱护巷技术的推广应用提供参考。

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。

深埋倾斜特厚煤层窄煤柱护巷机理与围岩控制

我国中东部地区采深大、巷道变形和冲击风险大,窄煤柱沿空掘巷技术可改善巷道围岩环境。为掌握窄煤柱护巷机理并形成针对性围岩控制技术体系,以800 m埋深倾斜特厚煤层3 m窄煤柱沿空掘巷为背景,开展了理论分析、现场实测及数值模拟研究,结果表明:①该巷围岩破碎程度及变形煤柱侧比实体煤侧严重,煤柱破碎程度及变形采空区侧比巷道侧大,尽管埋深大,但已稳定采空区承担较大覆岩载荷,高应力已充分向深部岩体分流;②巷道变形非对称,实体煤侧顶板下沉量比煤柱侧大,巷帮以浅部变形为主,煤柱帮上部和实体煤帮中部变形较大;③采空区是掘巷卸荷后主要的形变通道,利于形变能向采空区缓释、降低冲击风险;④卸压区形状由掘巷前三角形扩展为掘巷后平行四边形,掘巷后应力集中区转移至实体煤帮右上方实体煤岩体中;⑤窄煤柱一次和二次剪切破坏的交界面及掘巷右上方实体高应力区为围岩关键控制区,据此提出基于煤柱多重塑性破坏区发育规律的煤柱加固和高应力区精准卸压联合的围岩控制技术体系。研究可为邻近工作面以及其他类似深埋倾斜特厚煤层开采提供理论支撑和科学依据。

深厚冲积层薄基岩条件下沿空留巷支护技术研究

为解决某矿16041工作面原支护方案沿空留巷变形大、破坏严重难题,提出了顶板采用“16#槽钢梁+注浆锚索”、采空区侧采用“36U型钢+注浆锚杆”不对称耦合支护优化方案,基于理论分析研究围岩结构破坏形式,通过单元荷载法计算了留巷顶板与采空区侧围岩应力,最后开展工业性应用,验证优化后方案的合理性。研究表明:优化后支护方案顶板和采空区侧计算单元面荷载分别为351.85 kPa和206.53 kPa;注浆锚索和注浆锚杆承载力分别为263.89 kN和199.08 kN,均小于注浆锚索(锚杆)极限承载力。根据对留巷数据监测,最大顶板下沉量为35.6 mm,较原支护方案减小了1.40倍;采空区侧最大移近量为29.6 mm,与较原支护方案减小了4.13倍;最大注浆锚索承载力为253 kN,与理论计算值误差为4.1%;最大注浆锚杆承载力为174 kN,与理论计算值误差为12.6%。位移量与支护承载力均在工程允许范围内,优化后方案支护效果良好。

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。

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。

深部沿空掘巷含软弱夹层顶板离层破坏特征及控制研究

含软弱夹层顶板对深部沿空掘巷稳定性具有重要影响,为有效控制深部高偏应力沿空掘巷含软弱夹层顶板离层破坏,基于含软弱夹层组合体试件力学试验及受采动影响下沿空掘巷数值模拟试验,获得了软弱夹层层厚、层数和层位对顶板的影响以及偏应力条件下含软弱夹层顶板离层演化规律,阐释了含软弱夹层顶板沿空掘巷失稳主要原因,结合顶板支护载荷和煤柱支撑载荷下的悬臂梁力学模型,对含软弱夹层顶板控制要点进行分析,进而提出离层控制方法。结果表明:随着软弱夹层厚度和层数增加,对组合体力学特性劣化影响逐渐变大,软弱夹层位于低位时对组合体试件的劣化影响强于高位,组合体试件破裂均由软弱夹层产生,并随着层厚、层数和层位的不同呈现差异化破裂发育特征。沿空掘巷后主剪切破裂带由顶板左肩角产生并与软弱夹层邻近岩层破裂区相互连接,导致软弱夹层离层严重,主剪切破裂带发育形态和顶板非协调变形程度随主应力偏转角度以及软弱夹层层厚、层数和层位变化,揭示了含软弱夹层顶板沿空掘巷失稳机理。推导了顶板支护载荷和煤柱支撑载荷下的巷道顶板离层解析式,发现软弱夹层在锚固区内的离层量比在锚固区外减少79%,离层大小各主控因素影响程度及其控制优化顺序依次为煤柱支撑载荷—顶板支护载荷—顶板弹性模量。针对深部沿空掘巷含软弱夹层顶板的离层规律和控制要点,提出了“提高煤柱承载能力、减少顶板裂隙发育、增加软弱夹层顶板变形协调性”的离层联合控制方法。现场离层监测显示顶板最大离层量为10 mm,表明该方法能有效控制含软弱夹层顶板离层。

蹬空开采条件下雨汪煤矿的110工法相似模拟研究

以雨汪煤矿1010201工作面为研究背景,开展蹬空开采110工法相似模拟试验研究,利用应变监测系统和MatchID散斑非接触测量系统,从应力场和位移场2个方向监测不同阶段上覆岩体和巷道围岩的变形特征,探究上覆岩体裂隙带运动规律。研究结果表明,推进40 cm时,非切缝侧直接顶出现部分垮落;推进80 cm时,直接顶完全垮落;推进100 cm时,基本顶大面积垮落,工作面被完全填充,上覆岩体变形趋于稳定。垂直位移监测云图表明,顶板最大垂直位移为34 mm,底板最大垂直位移为16 mm。说明切顶卸压技术和NPR锚索支护补偿力学理论对超载条件下的蹬空开采仍然具有良好的适用性,通过垮落岩体的碎胀效应对工作面充填支撑,使得基本顶范围内岩体和巷道围岩变形得到了良好的控制,一定程度地减小了地表沉降,并且沿空留巷效果显著,为实际工程施工提供了科学依据和理论指导。

厚煤层沿空留巷变形漏风机制及多元协同防治技术

为解决厚煤层沿空留巷墙体变形机理及采空区漏风流场不清、瓦斯防治效果不佳的问题,以山西沁城煤矿20107工作面为工程背景,采用力学建模、理论分析研究了沿空留巷顶板断裂位置对应力集中及传播路径的控制作用,并指出断裂线位于留巷外侧时,可有效转移支撑应力并卸压,并提出了分段压裂切顶关键位置的计算方法。采用单元法实测,从采空区漏风量分布及留巷漏风通道两方面,揭示了沿空留巷采空区漏风流场及瓦斯浓度分布规律,进而提出了沿空留巷采空区瓦斯多元防治技术,即采用定向钻孔分段压裂切顶卸压-强化瓦斯抽采超前协同共治为主,弱化转移顶板来压避免墙体变形产生裂隙漏风的同时提高采空区瓦斯抽采效率;采用硅酸盐复合材料对已有墙体裂隙发育区(顶板交界处、插管外壁周围)进行喷涂堵漏,封堵留巷漏风通道;辅以留巷插管参数优化及控风降压,进一步减小采空区漏风及瓦斯涌出,并通过现场考察验证。研究结果表明:①20107采空区漏风以运输巷进风流正压漏入为主、回风侧以高浓瓦斯漏入沿空留巷为主,工作面倾向0~36 m区段正压漏风量332.84 m^(3)/min,占工作面总体漏入采空区风量(572.15 m^(3)/min)58.17%;留巷走向54~108 m区段留巷漏入风量408.45 m^(3)/min,占采空区总体漏入沿空留巷风量(469.01 m^(3)/min)87.09%;②优化后,裂隙带定向钻孔(压裂孔+抽采孔)平均瓦斯抽采纯量为7.46 m^(3)/min,压裂切顶后留巷墙体变形、裂隙控制大幅改善,沿空留巷平均瓦斯体积分数由原0.59%逐渐降至0.34%,实现工作面高效达产。

倾斜煤层沿空留巷巷旁充填体承载特性及合理宽度研究

为研究倾斜煤层沿空留巷巷旁充填体承载特性及合理宽度,以黑龙江新铁煤矿左七工作面沿空留巷为背景,采用理论分析的方法,分析矸石动冲及静压作用,明晰了动冲及静压作用影响因素,运用数值模拟软件,分析充填体宽度效应下沿空留巷围岩应力分布及变形特征,揭示了充填体承载特性并确定充填体的合理宽度,最后进行工程应用。研究表明:矸石对巷旁充填体的动冲作用随矸石的质量、采高及煤层倾角增大而增大,随碰撞时间及滑移长度的增加而减小;矸石对巷旁充填体的静压作用随矸石容重、煤层倾角、采高及工作面长度增大而增大;理论计算出巷旁充填体最小宽度为1.36 m;随充填体宽度增加,充填体承载能力及抵抗变形能力逐渐增加,充填体内部形成偏向采空区的“椭圆形弹性核”,最终确定巷旁充填体宽度为2 m。工程应用表明,采用该巷旁充填体参数,沿空留巷围岩变形量较小,满足日常生产需求。

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。

三软煤层沿空留巷顶板结构模型及合理支护研究

为了揭示三软煤层沿空留巷围岩变形机理,探索适用于三软煤层巷道围岩控制的新技术,通过切顶沿空留巷物理相似模拟实验,研究了不切顶普通支护、切顶高强支护和切顶普通支护3种条件下顶板岩层断裂演化过程,构建了三软煤层切顶留巷顶板结构力学模型,给出了支护阻力计算方法,在韩城矿区象山煤矿进行了现场工业性试验验证。研究表明:切顶技术切断了顶板的应力传递,巷内采用高强支护,使顶板形成稳定的“短悬臂-砌体梁”结构。现场监测结果显示,不切顶普通支护的留巷顶底板平均移近量1000~1200 mm,两帮平均移近量600~700 mm;切顶高强单体支护的留巷顶底板平均移近量200~300 mm,两帮平均移近量200~300 mm;切顶组合式支架支护的留巷顶底板平均移近量50~100 mm,两帮平均移近量100~200 mm。组合式支架高强支护能够较好地控制三软煤层沿空切顶留巷围岩变形,可实现留巷二次复用无返修。

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。

厚煤层柔模混凝土墙沿空巷道支护技术研究

柔模混凝土墙沿空留巷技术作为无煤柱开采的一种,现已被应用于我国神东矿区多个煤矿。为解决在留巷复用过程中沿空巷道围岩结构稳定性差、变形剧烈、支护难度大的难题,以大柳塔煤矿52605柔模混凝土墙沿空留巷工作面为工程背景,采用理论分析、数值模拟和现场实测相结合的研究方法,研究了柔模混凝土墙沿空巷道的围岩变形特征,建立柔模混凝土墙沿空巷道围岩结构力学模型,得到从巷道掘进阶段至巷道复用阶段沿空巷道全生命使用周期的应力演化规律,并根据巷道不同的使用阶段提出了对应的支护方案。研究结果表明:上覆岩层作用力直接作用在直接顶与混凝土墙岩层接触位置,有利于侧向支承压力传递,巷道围岩变形较大;二次采动超前支承压力导致留巷段前方顶板发生塑性破坏,塑性破坏与底板塑性区联通,将加剧煤壁侧的破坏;现场工程实践表明对沿空巷道进行合理分时分区支护,可改善应力环境,有效控制围岩变形。