分层开采中分层煤柱巷道失稳机理与控制技术研究

针对分层开采中分层煤柱巷道大变形与控制难题，以老公营子煤矿I05〖DK〗(8〖DK〗)2轨道平巷为工程背景，分析巷道围岩大变形破坏特征及失稳机理。研究表明，中分层回采后采空区空间增大，上覆岩层关键块体再次回转下沉是造成煤柱巷道大变形的主要原因|分层开采中区段煤柱受多次采动影响，煤柱整体已发生塑性破坏，其稳定性和承载能力不断降低，无法为锚固体提供稳定的锚固基础是造成巷道大变形的内在因素。基于巷道失稳机理，提出“强化煤柱、增强锚固”的控制思路，具体控制机制为表面喷浆固结破碎煤体提高巷帮完整性，煤柱内部注浆填充粘结裂隙为锚固体提供稳定的锚固点，煤柱帮增加锚杆支护提高浅部围岩整体性，增大锚索预紧力提高煤柱的自承能力。现场实践表明，巷道围岩变形量满足安全生产要求，联合支护方案能够有效的控制巷道围岩大变形。     

厚煤层综放工作面煤柱稳定性评价及控制技术

为解决厚煤层综放工作面区段煤柱失稳破坏问题,保障采掘工作正常接续,以韩城矿区桑树坪二号井3304工作面区段煤柱为研究对象,建立力学模型求解确定塑性区宽度,采用FLAC3D数值模拟研究工作面侧向支承压力分布规律,综合分析不同宽度区段煤柱主应力差分布特征,据此针对性提出区段煤柱补强支护方案,并开展工业性试验,试验回采期间巷道围岩收敛量均处于允许范围内。研究结果表明：在工作面前方,现有宽度为10m的区段煤柱稳定性较好,煤体具有一定承载能力,但在工作面推采后,仍不可避免存在大范围片帮问题,根据煤柱帮变形破坏特征,在原有支护参数基础上,提出巷道煤柱帮锚索补强支护,可有效减少巷道两帮收敛变形,实现巷道围岩稳定性及次生灾害的综合控制。研究结果对类似开采条件下综放工作面区段煤柱稳定性控制具有一定参考价值。     

基于3DEC的大采高回采巷道围岩变形特征研究

为探究大采高回采巷道围岩变形失稳特征,通过3DEC数值模拟软件,以22204辅助运输平巷为背景,分别分析了巷道围岩裂隙发育、应力分布、位移分布以及塑性区分布特征。研究结果表明：大采高回采巷道围岩裂隙发育、变形具有非对称性,随着工作面向前推进,巷道围岩位移量不断增大,其中较大水平位移向巷帮中上部及顶板位置转移,且靠近煤柱一侧巷帮水平位移、裂隙发育较为显著;采动影响下巷道围岩发生了一定程度的剪切破坏,导致其煤岩体应力释放,且煤柱长期处于高应力状态,因而靠近煤柱一侧的巷帮及巷道顶板塑性破坏较为严重和频繁。基于此,明确了大采高回采巷道围岩变形的重点防控区域,为该类巷道围岩稳定性控制提供参考。     

煤巷掘进巷帮变形破坏特征及补强支护技术研究

11307运输巷存在巷帮变形量大、控制难度高等问题，结合现场巷道围岩变形情况、围岩条件以及钻孔窥视结果，发现巷帮软岩夹矸层、巷帮浅部裂隙发育以及地应力等综合作用是导致巷帮围岩变形量大的主要原因。提出通过注浆强化巷帮浅部煤体稳定性、锚索提高浅部煤体变形控制效果，并具体给出补强加固技术参数。现场应用后，11307运输巷在掘进期间实体煤帮及煤柱帮变形量分别为36 mm、78 mm,回采期间实体煤帮及煤柱帮变形量分别为191 mm、190 mm,在巷道掘进及使用期间巷帮变形量均较小，采用的巷帮补强加固方案可满足围岩控制需要，确保支护体系可靠、稳定工作。     

分层开采窄煤柱巷道围岩失稳机理及控制技术研究

为合理解决老公营子煤矿中下分层回采巷道大变形的问题,基于5#煤层实际的地质条件,研究覆岩运动与巷道围岩稳定性的联系,揭示巷道围岩失稳机理。指出采动应力的叠加作用是造成首采面巷道围岩失稳的主要因素|覆岩的二次破断形成非对称结构,造成偏载作用显著是影响接续工作面巷道围岩失稳的主要因素,且窄煤柱多次受到回采扰动,塑性破坏严重,承载能力降低是造成巷道围岩失稳的内在因素。以此提出“封闭强化、区别对待”的围岩控制思路,表面喷浆内部注浆提高围岩的自承能力,补强锚索加强围岩局部支护强度。现场实践表明,窄煤柱巷道可以满足工作面回采期间的要求,稳定性较好,为类似巷道围岩控制提高借鉴。     

深井大断面双巷布置回采巷道破坏机制及控制技术

为解决深井大断面双巷布置回采巷道二次采动期间围岩控制问题,以刘庄矿6203工作面回风巷为工程背景,根据现场实际观测情况分析了巷道变形特征,即回采期间巷道变形表现为底鼓量大于顶板下沉,煤柱帮变形远大于实体煤帮的非对称形态,巷道底板及煤柱帮围岩变形最严重。在此基础上分析了护巷煤柱、围岩应力、围岩强度、支护形式对巷道底鼓的影响,认为护巷煤柱尺寸过小,支护参数不合理是导致巷道破坏变形的主要原因。提出了改变护巷煤柱尺寸、优化巷道支护参数、局部注浆和留设卸压槽的底鼓控制技术。通过工程实践表明,新的支护方案使巷道围岩得到了有效控制,具有良好的安全技术经济效益。     

大断面沿空掘巷围岩变形规律数值模拟分析

利用FLAC3D软件对大断面沿空掘巷围岩变形规律进行计算,分析沿空巷道在掘进和本工作面回采期间的应力、位移及塑性区分布变化规律,得出沿空巷道围岩以剪切破坏为主,破坏形式为两帮中下部煤体向巷道内挤出;在沿空巷道掘进和掘后稳定阶段,小煤柱为主要承载结构,在本工作面超前支承压力影响下,小煤柱受到破坏,支承压力高峰逐渐向实体煤侧转移。     

大断面沿空掘巷围岩变形规律数值模拟分析

利用FLAC3D软件对大断面沿空掘巷围岩变形规律进行计算,分析沿空巷道在掘进和本工作面回采期间的应力、位移及塑性区分布变化规律,得出沿空巷道围岩以剪切破坏为主,破坏形式为两帮中下部煤体向巷道内挤出;在沿空巷道掘进和掘后稳定阶段,小煤柱为主要承载结构,在本工作面超前支承压力影响下,小煤柱受到破坏,支承压力高峰逐渐向实体煤侧转移。     

采动巷道围岩非均匀变形特征及稳定性控制技术研究

受到原岩应力与采动应力叠加影响的巷道会产生非均匀变形,甚至发现顶板事故,采动巷道围岩稳定性控制是实现矿井安全高效开采的关键。针对长岭一号煤矿152106工作面轨道巷受到采动影响变形严重的问题,采用现场监测、数值模拟等研究方法,分析了采动巷道围岩变形特征及塑性区演化规律。结果表明：在采动影响下,巷道围岩变形呈非均匀特征,工作面前方巷道围岩变形量小于工作面后方,巷道煤柱侧变形量大于煤壁侧,顶板出现离层并且靠近煤柱侧底鼓量更大,局部可达400mm|工作面前方最大主应力、主应力比值、塑性区范围均小于工作面后方,塑性区呈椭圆形分布,巷道围岩位移量与塑性区范围具有一致性。据此提出了补强支护方案,即顶板补打锚索、煤柱对穿锚索及打设单体液压支柱,现场试验结果表明轨道巷煤柱帮变形减少了65%,巷道底鼓量260mm,工程应用效果较好。     

综放工作面沿空侧巷道煤柱宽度优化

以山西晋城煤业集团某矿北翼二采区N2102回风平巷为工程背景,基于原有留设煤柱宽度20 m条件下,沿空侧巷道受邻近工作面回采扰动影响围岩的变形破坏特征,通过现场钻孔窥视及理论计算分析,确定了覆岩侧方位断裂线位置位于煤柱体上方靠近煤柱帮侧。通过FLAC3D数值软件对4种不同煤柱宽度的应力-塑性区分布情况进行了模拟。模拟结果表明,留设5 m宽的小煤柱做为N2103工作面沿空侧的护巷煤柱效果最佳。对于N2102回风平巷,通过非对称性的优化补强支护,提高对巷道围岩的控制效果。     

沿空掘巷小煤柱稳定性分析

文章采用数值计算软件FLAC3D,研究了不同煤柱宽度及锚杆支护强度对沿空留巷侧小煤柱稳定性及掘巷巷道围岩变形的影响,得出煤柱宽度是影响煤柱稳定性与巷道围岩变形的决定性因素,高系统支护强度能有效地控制巷道围岩变形的结论。同时,以朱集矿沿1111(1)工作面轨道平巷为工程背景,得出:煤柱宽度为3m时,煤柱内垂直应力集中系数低,应力集中影响范围小,煤柱与掘巷巷道变形量最小,稳定性最好。在此基础上确立的高强度锚杆支护方案,成功保持了小煤柱的稳定性并控制住掘巷阶段巷道围岩的大变形。     

大采高大断面回采巷道区段煤柱宽度的优化研究

针对王庄煤矿大采高工作面两巷掘进支护和回采期煤体破碎严重、围岩变形量大、巷道维护困难的情况,综合采用数值模拟和工程实践分析的方法,结合6110工作面地质条件,系统地分析了不同宽度区段煤柱下巷道围岩的应力演化及变形规律,得出了区段煤柱合理宽度为6 m。在此基础上提出了"高强度预应力锚杆配合金属菱形网和双筋梯子梁基本支护、小孔径预应力锚索补强支护、单体液压支柱配合金属铰接顶梁加强支护"的巷道围岩控制技术。实践表明,试验巷道断面完全可以满足回采期间的通风行人要求,巷道维护状况良好,经济社会效益显著。     

深井沿空巷道合理位置确定及围岩控制技术

针对深井高地应力矿井煤柱应力大、巷道围岩变形严重及煤柱宽度大造成资源浪费等特点,以麦地掌煤业21214工作面为研究背景,通过地应力测试、钻孔应力测试了解工作面侧向应力峰值位置及大小。通过现场实测及分析得侧向应力峰值约为43MPa,且位于距巷帮约17m处。并运用理论计算、数值模拟,研究沿空掘巷围岩在掘采期间的变形破坏特征、合理窄煤柱尺寸的确定及沿空巷道的围岩控制。结果表明：煤柱宽度为6.5m时巷道围岩稳定性较好,掘进初期,围岩变形量及变形速率较大,后逐渐减小,掘进影响期为15天,回采期间由于小煤柱侧的支护强度大于工作面侧,小煤柱侧的变形量小于工作面侧的变形量,最大变形量分别为110mm和248mm,均在可控的范围内。     

深部高应力软岩巷道变形特征及支护技术研究

以贵州土城煤矿141713运输巷为工程背景，针对该矿运输巷深部高应力软岩难支护问题，通过现场调研该巷道破坏特征、实验室用多功能粉末X射线衍射仪分析围岩成分，分析总结该巷道破坏机理，得出围岩强度低、黏土矿物占比大、支护方式不合理、采动影响、高应力和围岩渗水是该巷道变形破坏的主要原因。针对巷道破坏特征和机理提出“锚杆/索+钢筋网+注浆+U型钢棚”联合支护方案，并通过理论分析、数值模拟分析和现场实测验证。通过数值模拟支护后，巷道顶板最大下沉量和巷道最大底鼓量分别从160mm和60mm减小至45mm和40mm|巷道两帮最大移进量从60mm减小至14mm|最大主应力由24MPa增加到28MPa。现场监测结果表明，支护后巷道断面最大收敛率为9.87%，巷道围岩变形量在可控范围内，支护效果明显。     

受上覆采空区影响的巷道群稳定性控制研究

近距煤层下行开采中,因受上层煤采空区及煤柱的影响,下层煤巷道的应力环境及围岩破坏机理均发生复杂变化。采用理论分析、数值模拟与工程应用的综合方法,研究下层煤应力分布规律、巷道群的变形破坏机制及稳定性控制对策。研究表明:受上覆采空区释压作用影响,其下方巷道围岩应力集中较小、巷道较为稳定;受煤柱压力传递影响,煤柱下巷道围岩垂直应力急剧升高,应力集中系数达3.84,巷道两帮及肩部大范围压剪破坏,最终导致巷道整体失稳;煤柱下高应力区巷道宜采用拱形断面,增加支护强度与锚固预应力,顶板锚索(杆)向巷道两肩角倾斜布置,使支护体系与围岩塑性破坏区相互耦合并得到共同强化。在支护优化后巷道顶板下沉量减小42.8%,锚杆、锚索实测工作载荷分布合理,实现了对煤柱下近距煤层巷道的安全有效控制。     

大采高工作面合理煤柱尺寸留设研究

针对寺河矿采掘衔接紧张、采区煤柱损失大的问题,通过数值模拟、煤柱受力分析及煤柱强度测试,开展了大采高工作面合理煤柱尺寸留设研究,结果表明:煤柱宽为35 m时,巷道围岩变形量小,受压小,为较合理的煤柱尺寸;对煤柱强度进行测试可得,W13012巷和W13013巷之间煤柱煤体强度值大部分集中在10~20 MPa,煤体强度平均为16.05 MPa,煤体中等硬度,煤柱浅部强度值普遍小于深部强度值;对煤柱受力进行分析,在受超前压力影响期间,距巷道表面较近的煤体逐渐被压裂破坏,而经过煤柱的峰值点后,煤柱在受超前压力期间和滞后压力期间受力基本恒定,煤柱应力只有一个峰值且峰值位置右侧1 m范围内应力均达到自身极大值,说明在此支护强度下此煤柱宽度的4倍宽度是极限的煤柱宽度。     

沿空跟掘回采巷道合理煤柱留设及围岩稳定性控制

沿空跟掘回采巷道掘、采全服务周期经受相邻工作面采空区未稳定压力、相邻工作面回采侧向支承压力及本工作面回采超前支承压力多重动压影响,煤柱稳定性差、围岩支护困难、异常矿压显现。以潞宁孟家窑煤业有限公司22115回风巷为工程背景,综合运用理论分析、数值试验研究并参照已有工程实践经验确定最佳护巷煤柱宽度,提出合理可行的围岩稳定性控制技术。研究结果表明:22115回风巷净煤柱宽度应不低于15 m。提出的分阶段、重点部位针对性加强高预应力强力支护方案井下工业性应用效果良好,掘、采全服务周期锚杆（索）受力稳定,强度利用率高;顶板离层量小且在较短时间内趋于稳定;围岩整体未出现大变形,完全满足安全生产需求。     

留底煤掘进双巷布置大采高工作面巷间煤柱尺寸优化研究

确定巷间煤柱合理尺寸是保证留底煤掘进双巷布置大采高工作面安全、高产与高效的关键所在。以某矿122106大采高工作面沿底掘进胶运巷和辅运巷之间的护巷煤柱为工程背景,对工作面生产地质条件展开现场调研,同时原位测试巷道围岩地质力学参数。基于上述原始数据理论,估算出煤柱极限强度与合理的煤柱宽度范围,通过数值试验研究手段,分析初步选定宽度煤柱条件下,二次回采阶段巷道围岩及煤柱内部应力、位移和塑性破坏特征。结果表明:煤柱的极限强度为50.48 MPa,合理的煤柱宽度为19.24~29.28 m。煤柱宽度20 m时,煤柱内塑性区是2个独立的区域;当煤柱宽度达到一定程度后,接续面回采对上个工作面侧煤柱应力影响较小,主要是对本侧煤柱影响较大;靠近煤柱侧顶板和帮部变形较大,垂直位移最大值集中在巷道肩角位置,顶板出现不均匀下沉;煤柱核区内垂直应力均小于其极限强度,能保证稳定;煤柱最大垂直应力集中在两侧,靠近采空区的位置,煤柱中部存在较明显的应力下降区域。     

近距离采空区下回采巷道锚网索支护技术

针对大埋深近距离下位煤层回采巷道小平距内错布置方式下高应力带来的大变形问题,以己16-17-31020工作面运输巷为例,分析了巷道控制原则与技术,采用数值模拟,分析了不同支护方式下巷道围岩应力及变形分布特征。研究得出,支护方案采用顶板间排距为1 200 mm×1 600 mm的22 mm×6 500 mm预应力锚索、顶板间排距为700 mm×800 mm的22 mm×2 600 mm高强预应力锚杆、两帮间排距为750 mm×800 mm的20 mm×2 400 mm高强预应力锚杆时,巷道围岩的变形程度最小。研究可有效解决大埋深近距离煤层的大变形问题,可为条件相似的矿井提供借鉴。