二次采动下沿空留巷围岩变形及其控制研究

针对二次采动下沿空留巷围岩变形控制困难问题,揭示了沿空留巷围岩变形规律,建立了二次采动下沿空留巷围岩变形力学模型,推导出了围岩变形的理论公式,据此分析了围岩变形的影响因素,提出了支护对策,并进行了工程实践。结果表明:围岩变形理论公式与现场实测值基本一致;顶底板移近量以底鼓为主,底鼓量为直接底压曲量与老底挠曲量的最大值;各因素对围岩变形影响程度依次为巷旁支护体宽度、迭加应力集中系数、采高、采深、老底弹性模量。围岩变形控制对策应围绕关键性影响因素进行,据此提出“锚网索+高强度墩柱+老底注浆”耦合支护对策,工程实践表明,沿空留巷围岩变形稳定,得到了有效控制。     

综放沿空留巷顶板下沉及其影响因素研究

控制顶板下沉是综放沿空留巷成功的关键,为研究综放沿空留巷顶板下沉规律,根据能量守恒和损伤力学的理论,建立了综放沿空留巷顶板下沉损伤力学模型,推导出顶板下沉量的计算公式,并分析了顶板下沉量与其15个影响因素的定量关系。结果表明:直接顶、顶煤、巷旁支护体的有效弹性模量三者耦合,大部分顶板下沉量由有效弹性模量较小者吸收;顶板下沉量随支护体宽度增加而降低,支护体宽度达4 m左右时,下沉量基本保持不变;顶板下沉量随巷道宽度、采高、顶煤厚度和直接顶厚度增加而增加;顶板下沉量随关键块给定载荷的增大而急剧增加。关键块参数对顶板下沉具有决定作用,提高巷旁支护强度,可减小关键块破断长度和回转角,使关键块破断位置靠近巷旁煤壁,有效减小顶板下沉;巷内支护阻力、直接顶容重和顶煤容重对顶板下沉量影响较小。     

深部沿空留巷底板受力及变形特征分析

针对深部沿空留巷软岩底板大变形控制难题,通过理论研究建立了充填体承载力学结构模型。研究认为:大结构的运动以"给定变形"的方式进行控制,沿空留巷巷旁充填体要具有一定可缩性与切顶强度,可采取"补偿机制",充分利用顶板煤体及软岩、底板软岩、预留变形等让压控制方法,维持沿空留巷整体结构稳定;底板同时承受高水平应力及压膜效应顶板载荷传递作用产生了充填体在软岩底板中的下陷及底鼓特征,且充填体承压偏载,实体煤帮与充填体两侧同样呈偏载特征,深部软岩底板沿空留巷底鼓呈分区特征,因留巷两帮载荷集度不同,底鼓呈现一定的偏态特征。     

综放工作面沿空留巷支护阻力研究

为了计算综放工作面沿空留巷支护阻力,以结构力学理论为基础,分析综放工作面沿空留巷支护阻力计算模型,建立沿空留巷围岩和支护体的结构力学模型,应用超静定结构和静定结构分析支护体与沿空留巷围岩相互作用机制,推导出巷旁支护阻力的计算公式.结果表明,进行沿空留巷支护阻力力学分析时,要考虑顶板极限断裂前和断裂后两种状态下的受力情况,支护阻力与岩层厚度、容重、煤体极限平衡区宽度、跨距、支护体宽度和巷道宽度等因素密切相关.工业性试验表明,该技术的应用是成功而有效的.因此,综放巷内沿空留巷围岩结构力学模型和支护阻力计算公式是合理的,可在类似条件的综放工作面中应用.     

沿空窄煤柱锚网带支护的巷道稳定性研究

锚杆支护是煤矿采准巷道的重要支护方式 ,沿空留巷技术是回采巷道支护技术改革的主要方面。笔者将两种技术相结合 ,用于保证回采巷道的稳定。在现场矿压观测的基础上 ,讨论了支承压力分布规律和窄煤柱护巷机理 ,运用极限平衡理论计算出护巷煤柱宽度 ,同时结合数值分析和现场巷道变形以观测结果 ,实践证明 ,只要设计参数合理 ,施工质量满足要求 ,沿空窄煤柱锚网带支护技术就可以保证回采巷道的稳定     

瓦斯抽采下沿空留巷工作面采空区漏风机制研究

漏风对煤自燃有重要影响,研究漏风形成机制对工作面采空区防火具有重要的作用。针对采空区瓦斯抽采、上覆围岩裂隙发育对采空区漏风影响问题,以沙曲矿沿空留巷综放工作面为研究背景。根据采空区上覆煤岩特性选择经验公式计算采空区裂隙发育高度,分析了沿空留巷侧采空区上覆裂隙发育,现场实测了沿空留巷压埋管及高位钻孔中气体体积分数,并根据实测参数利用数值模拟分析了瓦斯抽采条件下采空区风流流场变化。结果表明:上覆裂隙成为采空区漏风通道,导通距离在27.2~37.2 m;在沿空留巷侧采空区回采距离100m,其氧气体积分数在10%以上,验证了采空区漏风去向;模拟结果显示,沿空留巷侧采空区立体空间范围内氧气体积分数均达到10%以上,模拟结果与实测基本保持一致。最终确定瓦斯抽采条件下沿空留巷的布置及煤岩裂隙发育是形成漏风通道的主要原因。     

Y型通风沿空留巷巷道围岩活动规律研究

为掌握沿空留巷围岩活动规律,以谢桥矿12418工作面轨道顺槽为工程背景,采用多点位移计及钻孔窥视仪等设备进行实测研究,并结合数值模拟对其进行分析.结果表明:沿空留巷巷道表面围岩变形具有典型的近场效应,留巷前距工作面60 m以外的巷道基本无表面位移,随工作面的推进,巷道表面位移逐渐增大,距工作面10～15m范围内,表面位移变化速率显著增加,留巷后巷道表面位移与留巷前变形趋势类似,但表面位移量较留巷前有明显增加;从顶板钻孔窥视结果可以看出,留巷前仅在孔深2 m处发育单一离层裂隙,留巷后在孔深1.2m、2.4 m、3.8m和5.3m处发育多层离层裂隙,且随滞后工作面距离增加裂隙逐渐增大;尾巷充填体应力在充填材料固结后逐渐升高,并一直维持较高应力状态,因此,巷旁充填体既要确保有一定的强度和刚度,又要有一定的适应变形能力.     

沿空留巷直接顶稳定性突变分析及其控制

保持直接顶稳定,降低其突变所引起的危害是沿空留巷顶板控制的关键。基于沿空留巷直接顶力学模型,采用能量平衡分析法,建立直接顶突变的燕尾突变模型。结合某工程实例,阐述沿空留巷直接顶稳定性突变机理,分析巷帮煤体支撑力、巷内支护阻力、充填体支撑力对直接顶稳定性突变的影响。实践表明,增加工作面超前加固范围,巷内支护采用高预应力强力锚杆与锚索等主动支护,巷旁采用膏体充填,能够提高充填体早期强度,延缓直接顶稳定性突变的发生和减轻突变发生的烈度。     

水平层状页岩隧道底鼓机理及处治技术

采用室内岩石物理力学性质、理论分析、数值模拟和现场调查相结合的方法,对南道高速公路马嘴隧道左线水平层状页岩底鼓机理进行研究。结果表明,页岩单轴抗压强度仅为17.7 MPa,强度较低,仰拱开挖后未及时封闭成环是底鼓发生的主要因素,水理作用、围岩蠕变特性使底板页岩岩层强度进一步劣化,底板岩层在水平应力作用下发生离层、弯曲、折断,形成挠曲褶皱型底鼓。在对水平层状页岩隧道底鼓机理正确认识的基础上,提出了底板锚杆注浆+反底拱相结合的返修处治方案,采用FLAC3D数值模拟软件对处治前后效果进行对比分析,借助现场底板变形监测数据进行验证,该方案能够有效控制层状页岩的底鼓。     

特厚煤层沿空掘巷合理留设小煤柱的试验研究

为减少煤柱损失量,改善巷道维护现状和提高煤炭回采率,以庞庞塔煤矿10#特厚煤层为工程背景,采用理论计算、FLAC3D数值模拟和现场观测方法对该矿特厚煤层综放沿空掘巷留设的小煤柱宽度进行了研究。计算表明:小煤柱合理留设宽度为7.7～9 m。以小煤柱理论计算为基础,结合工作面端头侧的应力与煤柱侧向支承压力分布特征,提出了4种小煤柱留宽方案,通过数值模拟对比分析不同留宽煤柱在掘巷和回采阶段的围岩应力和受载变形情况,最终得出小煤柱合理留宽为9 m。工程实践表明:按9 m留设区段煤柱,并采用合理支护设计,巷道顶底板及两帮变形量较小,煤柱稳定性良好,留宽方案满足生产使用要求。     

宜兴煤矿安全经济护巷煤柱宽度的研究确定

为节省资源,留最窄护巷煤柱,在借用FLAC3D模拟软件掌握不同护巷煤柱宽度下巷道围岩应力应变后,结合模拟的结果和实验室试验新材料GRT-201加固后的煤岩体强度指标,最终确定煤柱留设宽度为2m,较正常煤柱宽度留设减小了20多米.现场操作后巷道的变形率控制在5％以内,大大降低留设煤柱宽度的同时保证了工作面的正常接替和安全回采.     

定向断裂切顶卸压窄煤柱沿空掘巷关键技术研究

宽大护巷煤柱浪费煤炭资源且容易引起矿井灾害。以支承压力分布规律为依据,确定窄煤柱沿空掘巷为大采高条件下最佳布巷方式。基于覆岩大结构的"弧形三角板"B块失稳,是造成窄煤柱沿空护巷控制失败的主要原因,提出定向断裂切顶卸压围岩控制原理,并建立切顶高度数学模型。工业试验表明,切顶卸压窄煤柱沿空送巷回采期间围岩变形量满足下区段工作面生产要求,取得较好的经济技术效果,具有广泛的推广应用价值。     

孤岛工作面窄煤柱留设宽度的研究

以王村煤矿13503工作面为工程背景,用理论计算、FLAC数值模拟和井下工程试验相结合的方法,研究了不同煤柱宽度对沿空留巷煤柱稳定性及掘巷巷道围岩变形的影响,确定了13503孤岛工作面留设窄煤柱的可行性,提出在内应力场中留小煤柱的掘巷方式较为理想,掘进时不会引起支承压力和煤体力学状态的明显变化,窄煤柱留设宽度在10～12 m时,巷道的变形量较小且处于低应力区,为此类条件的煤矿提供参考。     

基于Winkler模型的沿空留巷底板变形力学分析

沿空留巷顶板岩层垮落到底板时,会影响底板的受力和变形,进而导致底臌,底臌的产生将直接影响采煤工作开展。为了对巷道底板的变形机理进行研究,根据空留巷底板受力特点,将巷道底板视为弹性地基梁,建立顶板岩层垮落在巷道底板上的不均匀荷载作用下的Winkler弹性地基梁力学模型,通过对高阶微分方程求解,分析巷道底板任一处的挠度、转角、弯矩及剪力的分布规律,并结合内力分布规律对底板破坏机理进行分析。结合工程实践,提出了防止底板变形的措施,为类似工程的设计及施工提供参考。     

深部巷道围岩变形的数值模拟和模型试验

为研究煤柱宽度和煤层倾角对深部沿空巷道围岩的变形影响规律,采用数值模拟对沿空巷道煤柱宽度和煤层倾角的变化对围岩的变形影响规律进行分析,结果表明,煤柱宽度的变化对巷道围岩变形的影响十分明显。随着煤层倾角的增大,巷道围岩变形曲线呈现凹槽形状,表现出在煤层倾角中间值的巷道围岩变形值小于煤层小倾角和大倾角对应的巷道围岩变形值。然后,用模型试验验证数值模拟结果。验证结果表明,煤柱宽度和煤层倾角对应的巷道围岩变形较敏感期发生在开采深度600 m和900 m左右,开采深度在600～900 m之间时,巷道围岩变形与煤柱宽度和煤层倾角的大小基本上呈线性增长关系,而当开采深度超过900 m后,应适当加宽护巷煤柱宽度,以确保深部巷道围岩的稳定。     

高瓦斯沿空留巷采空区自燃危险区域数值模拟

为了掌握高瓦斯沿空留巷采空区遗煤自燃危险区域分布规律,指导工作面防灭火工作。采用数值模拟的方法,以首次采用沿空留巷技术的乌兰矿工作面为实例,模拟分析采空区漏风及氧化带三维分布规律。使用单因素分析法,分别模拟高位钻孔、上隅角埋管及地面钻孔抽采对采空区氧气浓度分布的影响。结果表明:多种瓦斯抽采措施下,工作面及沿空留巷均向采空区漏风,导致氧化带范围扩大,但不同抽采措施导致氧化带扩大的程度不同,高位钻孔抽采最弱,上隅角瓦斯抽采次之,地面钻孔抽采最强。沿空留巷附近及上覆采空区供氧时间长,自然发火危险性高。     

高瓦斯沿空留巷采空区自燃危险区域数值模拟北大核心CSCD

为了掌握高瓦斯沿空留巷采空区遗煤自燃危险区域分布规律,指导工作面防灭火工作。采用数值模拟的方法,以首次采用沿空留巷技术的乌兰矿工作面为实例,模拟分析采空区漏风及氧化带三维分布规律。使用单因素分析法,分别模拟高位钻孔、上隅角埋管及地面钻孔抽采对采空区氧气浓度分布的影响。结果表明:多种瓦斯抽采措施下,工作面及沿空留巷均向采空区漏风,导致氧化带范围扩大,但不同抽采措施导致氧化带扩大的程度不同,高位钻孔抽采最弱,上隅角瓦斯抽采次之,地面钻孔抽采最强。沿空留巷附近及上覆采空区供氧时间长,自然发火危险性高。     

分段留巷Y型通风采场瓦斯与流场分布三维实测与重构

为掌握分段留巷Y型通风工作面流场及瓦斯浓度在三维空间上的分布规律及采空区高瓦斯浓度区域分布范围,采用现场试验、数值分析和理论分析的方法,分别在检修班和采煤班对工作面、沿空留巷内的流场和瓦斯浓度进行了三维实测,同时借助自主研发的"一种采空区瓦斯浓度区域分布三维实测装置"对靠近留巷侧采空区瓦斯空间分布进行了三维实测和重构。研究结果表明:两进风巷道在靠近工作面煤壁交叉口拐角处风速减小而瓦斯浓度升高,工作面内高瓦斯浓度区域为靠近煤壁上方区域和与沿空留巷交叉口靠近采空区侧,沿空留巷内靠近采空区上角位置瓦斯浓度较高;近留巷侧采空区在距工作面垂直距离35~45 m和距沿空留巷垂直距离25~50 m范围内的采空区上部空间形成瓦斯集聚;工作面采用Y型通风方式时,工作面上隅角瓦斯集聚的问题能够得到很好的解决,但在靠近留巷的采空区内部一定范围内形成高瓦斯浓度区域。     

综放沿空动压巷道锚网索耦合支护研究

为合理设计综放沿空动压巷道支护参数,以恒昇煤矿9102工作面沿空运输巷为例,用钻孔窥视仪和多点位移计观测巷道围岩裂隙发育状况和变形特征;用FLAC3D软件模拟锚杆锚索采用不同支护参数时围岩支护应力场分布特征,定义压应力区耦合系数评价锚杆锚索耦合性能,在此基础上优化支护参数,并模拟对比采用原有支护与优化支护时围岩偏应力及位移分布特征;开展现场试验。结果表明:减小锚索间距、增加锚索长度和锚索预紧力能使预应力锚杆和锚索在围岩内形成有效连续的压应力集中区;当压应力区耦合系数大于1. 4时,应力集中区高度超过顶煤厚度;当锚索长度为8 m时,锚索锚固段所在岩层偏应力较低,锚网索支护系统的可靠性较强;支护参数优化后,顶板离层与围岩大变形基本得到控制,能够保证沿空巷道的安全。     

厚煤层综采工作面空巷综合治理技术

为解决厚煤层开采过程中出现的多种类型空巷影响工作面正常回采等问题,采用现场调研、理论分析等方法归纳空巷的赋存特点和危害,将其划分为沿底完整型、沿顶完整型和垮落型等空巷,并针对不同空巷类型提出不同的治理方法;同时为满足不同施工方案的需要,研发一种硫铝酸盐基多性能注浆材料,进而提出厚煤层综采工作面过空巷综合治理技术;最后分别采用充填支柱支撑、高水充填和深孔注浆的方法对寺河煤矿、成庄煤矿和郭庄煤矿进行空巷治理,并考察治理效果。结果表明:有针对性地治理空巷后,在工作面过空巷期间未发生片帮、冒顶事故,顶板来压正常,保证工作面的安全回采。