近距离煤层群开采遗留煤柱下沿空掘巷煤柱宽度研究

目前关于沿空掘巷煤柱尺寸及巷道围岩稳定性方面研究多为单一煤层,近距离煤层群开采遗留煤柱下沿空掘巷窄煤柱留设条件复杂,需考虑同一煤层侧向支承压力与上部遗留煤柱应力集中的双重影响。以新疆石梯子西沟煤矿东翼采区近距离煤层群开采为工程背景,综合采用理论分析、数值模拟和现场实测等方法开展研究。基于极限平衡理论建立1E302工作面沿空掘巷窄煤柱宽度计算力学模型,计算结果表明,工作面窄煤柱宽度不小于4.92 m,分析窄煤柱巷道围岩随界面黏结力和应力集中系数变化规律。FLAC3D三维数值模拟运算指出,受遗留煤柱应力集中作用影响,巷道应布置在煤柱边缘0～8 m,当煤柱宽度大于5 m时,煤柱中出现较稳定的承载核。理论计算和数值模拟综合确定窄煤柱宽度为5 m。工程实践应用表明,巷道支护效果良好。本文提出的近距离煤层群开采遗留煤柱下沿空掘巷窄煤柱宽度的确定方法,可为类似条件下窄煤柱合理宽度计算提供借鉴参考。     

综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸确定方法

针对综放锚网支护沿空顺槽合理小煤柱尺寸难确定的问题，该文在分析了合理煤柱尺寸确定原则的基础上，提出了针对顺槽具体地质条件采用理论分析、数值计算和工程实践3方面综合分析确定合理小煤柱尺寸的方法。并对济宁二号煤矿2302综放锚网支护沿空顺槽煤柱尺寸进行了具体确定(3.0～4.5m)。2302综放沿空顺槽采用460m煤柱护巷的施工实践证明，煤柱尺寸的确定是合理的，为类似条件锚网支护顺槽的合理煤柱尺寸确定提供了一种新方法。     

大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度与围岩控制

确定合理的区段煤柱宽度及巷道支护型式和参数,对于提高资源回采率和巷道安全性及实现综放开采高产高效意义重大。以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,采用FLAC3D数值分析了不同煤柱宽度下围岩主应力差、变形及破坏演化规律,认为合理煤柱宽度为6～10 m,并结合实际地质和生产条件确定试验巷道煤柱宽度为8 m。采用理论分析和现场钻孔窥视方法综合确定基本顶断裂线位于距采空区约7 m处,认为由于综放沿空巷道围岩性质结构和应力分布沿巷道中心线呈明显非对称性,将引发煤柱侧顶板严重下沉和肩角部位煤岩体错位、嵌入、台阶下沉等非对称破坏特征,靠煤柱侧顶板及肩角部位是巷道变形破坏的关键部位。在此研究基础上,针对性地提出了以高强锚梁网、不对称锚梁、锚索桁架为主体的综合控制技术,详细阐明了具体支护措施的控制机制,并进行现场应用。工程实践表明,8 m煤柱宽度合理,该支护技术能够保证窄煤柱沿空巷道围岩稳定,并已在王家岭煤矿大面积推广应用,对类似工程条件的支护技术具有一定的理论意义和实用价值。     

特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用

沿空掘巷开采技术成功的关键主要取决于采场覆岩稳定的时间和沿空掘巷的位置。采场采动岩体运动导致围岩应力重新分布,动态采场应力作用于围岩并使其状态发生灾变是发生矿山灾害的根本原因。特厚煤层分层综采巷道布置（包括内错、外错和垂直）,合理确定煤柱尺寸、巷道支护方式和参数选择能够最大可能发挥围岩的自承能力,是提高巷道稳定的重要保证。在稳定的内应力场范围内布置小煤柱护巷,能够明显提高巷道围岩稳定状态,减少巷道维护费用。通过理论分析、数值模拟和现场实测等方法,对特厚煤层下分层沿空掘巷小煤柱不同巷道布置设计,通过煤柱的应力、应变和位移进行对比分析,确定特厚煤层下分层沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆岩层防控技术,并得到工程验证是正确可靠的,从而为特厚煤层小煤柱开采技术提供了重要的科学依据。     

沿空留巷综合支护技术研究

用沿空留巷技术保留的巷道要经历掘进和两次强烈的采动影响,对所需留巷的巷道,应该从掘进期间的支护设计与施工到留巷期间的巷旁支护方式选择,及下个工作面回采期间的加强支护均应统筹考虑,这样才能保证沿空留巷技术的成功实施,故沿空留巷技术是一项系统工程。据此,在淮北岱河矿Ⅲ3215工作面机巷进行了沿空留巷实践,巷内采用了锚网索支护,巷旁采用了工字钢密集支柱及矸石（碎煤）带联合支护,并在矿压观测的基础上,得出了所留巷道矿压显现规律,工业试验和应用实践表明,取得了良好的技术、经济效果。     

软煤层综放工作面沿空掘巷支护设计

根据“内外应力场”理论，建立了济三煤矿1301综放工作面沿空掘巷的结构力学模型，在此基础上确定了沿空掘巷的煤柱尺寸，预计了巷道围岩变形量，进而确定了巷道断面形式与参数。最后设计了巷道的支护型式及支护参数。     

综放面合理护巷煤柱宽度确定与回采巷道支护方案设计

基于阳湾沟煤矿地质资料,应用极限平衡理论计算得到合理的煤柱尺寸为25m;采用FLAC3D数值模拟分析了不同宽度护巷煤柱的垂直应力和弹塑性区分布规律,得到合理的煤柱尺寸为25～30m;最终确定阳湾沟煤矿合理护巷煤柱宽度不小于25m。针对回风顺槽顶板不同的围岩状态,设计了支护方案,通过数值模拟得到不同支护条件下的围岩应力状态和位移分布,结果表明,支护方案是合理的,能够有效的控制围岩的变形与破坏。     

沿空掘巷应力动态变化规律研究

针对沿空掘巷应力动态变化问题,以张双楼煤矿沿空掘巷为例,采用钻屑法得出走向方向煤层应力动态变化特征,并对变化特征进行分析。根据实测和分析得出,受到岩性、地质构造和顶板呈现的“O-X”破断影响,采空侧煤体应力峰值呈现周期性出现,周期距离等于周期来压步距;受到采空侧围岩应力状态、巷道掘进引起的应力重新分布和覆岩运动的共同作用,沿空巷道实体煤中应力变化不一,或降低或增高或转移。沿空掘巷的应力变化特征对于防冲卸压计划安排和冲击矿压防治工作具有重要指导意义。     

深井综放沿空掘巷实体煤帮变形破坏机制及控制技术

东滩煤矿1306轨道顺槽掘进期间,实体煤帮出现大变形破坏,挤压鼓出严重。采用离散元数值模拟分析了深井综放沿空掘巷掘进期间基本顶断裂位置的变化及围岩应力、位移的演化规律。揭示了实体煤帮大变形破坏机制:沿空掘巷诱发围岩大结构中关键块体的回转沉降,导致基本顶断裂线向实体煤侧转移。顶板结构的变化引起实体煤侧支承压力的显著升高并产生大范围的高应力挤压区,使实体煤侧表现出大变形与强流变的破坏特征。基于对实体煤帮变形破坏机制的分析,提出高强让压长锚索联合锚网的实体煤帮控制技术。数值模拟与现场试验表明,实体煤帮采用破断力为600 kN,让压点为260~300 kN的φ22 mm×6800 mm长锚索加强支护后,水平大变形得到有效控制,实体煤帮变形量控制在300 mm内,保证了巷道在掘进期间的稳定性。     

长壁工作面巷顶沿空掘巷围岩应力分析

镇城底矿工作面的回采巷道一条沿顶板掘进,一条沿底板掘进,相邻两工作面在端头搭接,沿底板掘进的巷道形成巷顶沿空掘巷。通过理论分析、相似模拟、数值模拟及现场实测对巷顶沿空掘巷围岩结构及应力环境进行了研究。得到如下结论：该巷道不受超前和固定支承压力影响,大结构下方的矸石垫层可起到能量和应力耗散的作用,避免了动载和冲击影响,应力低且稳定;岩层移动形成的垮落角对采空区应力大小和分布（尤其采空区边缘）有重要影响;垮落角越小,采空区应力越小,该巷道围岩应力越小,采空区恢复至原岩应力的距离越大;垮落角对岩体塑性区发育方向起控制和导向作用;该巷道围岩应力大幅低于原岩应力,卸压程度大;实测该巷道竖向和横向位移均比非沿空巷道小,即顶底板和两帮应力环境均得到改善。研究对维护具有冲击倾向的高应力巷道具有一定意义。     

断层保护煤柱合理留设的数值模拟分析

考虑某典型煤矿特殊地质条件,采用ANSYS建立二维有限元模型,对于断层存在情况下煤柱的合理留设进行了数值模拟计算。分析了留设不同断层保护煤柱情况下开采对工作面前方煤柱及断层的影响,并对开采区顶板的支承压力进行了模拟,提出了断层保护煤柱的合理留设长度,为实际开采提供了可靠的科学依据。     

Research on reasonable coal pillar width of roadway driven along goaf in deep mine

Driving roadway along a goaf is commonly adopted for mining face of thick seam in a deep mine. Determining a reasonable width of coal pillar is a key scientific problem for driving roadway along a goaf in a deep mine. The paper took a roadway driven along a goaf at Zhaolou coal mine which is a typical kilometer-deep mine in China as engineering background. Field monitoring, model test, and numerical experiment are conducted. Stress and displacement evolution mechanism are analyzed with different pillar widths. The test results show that with the increase of coal pillar width, the peak stress value at the coal pillar working slope and integrated coal beside the roadway increases firstly and then tends to be stable, its position is transferred to the side of the roadway, and the deformation of coal pillar decreases gradually during roadway excavation. The coal pillar deformation and roadway vertical displacement increased as the coal pillar width increases under high abutment pressure. In order to reduce the waste of non-renewable resources and meet the requirements of bearing capacity and stability of coal pillars, a method is proposed for setting a reasonable width of coal pillars and the specific width of coal pillars is designed and applied in engineering practices based on the above research. All the tests are significant in the study of driving roadway along a goaf in a deep mine.     

复用回采巷道护巷煤柱合理宽度研究

为解决高瓦斯工作面双U型巷道布置中煤柱损失大、相邻工作面复用回采巷道维护困难的难题,综合采用理论分析、数值计算和现场试验的方法,研究得到煤柱宽度对相邻两工作面之间煤柱内复用巷道围岩应力分布和变形特征的影响规律：随着巷道一侧煤柱宽度的增加,巷道围岩垂直应力峰值向一侧移动,并逐渐远离巷道;当巷道一侧煤柱较小时,巷道以窄煤柱帮变形和顶板下沉为主,随着煤柱宽度增加,底鼓增大并成为巷道主要变形。以煤柱内应力峰值比值为指标,分析煤柱宽度与巷道稳定性的关系,并将不同宽度煤柱进行了稳定性分区。研究成果成功应用于工程实践,为类似条件下巷道布置提供依据。     

深部软岩巷道锚注支护数值模拟研究

采用大型有限元数值模拟软件ANSYS,对深部软岩巷道锚注支护前后围岩变形破坏规律进行了数值模拟,对锚注支护前后围岩的应力、位移及塑性区的变化情况等进行了系统分析,结果表明,锚注支护显著提高了围岩的强度和承载能力,有效地控制了深部软岩巷道的损伤变形。     

易自燃煤层综放工作面采空区自然发火防治数值模拟

本文针对古山矿065-2大倾角易自燃综放工作面上部有小煤窑火区和上分层火区、且自然发火期仅为15d、工作面火灾防治极其困难的问题,采用在采空区埋设束管、取样化验采空区气体成分的方法,得出采空区气体浓度场分布,划分工作面采空区的自燃"三带",计算出工作面日最小推进度为2.54m。运用Comsol软件,通过对采空区氧浓度进行数值模拟,并与实测采空区氧浓度进行对比验证,结果证明基于Comsol模拟采空区氧浓度分布是可行的,为易自燃煤层综放工作面采空区自然发火防治提供了可靠的理论指导。     

采空侧巷道底鼓形成机制与防治技术研究

煤矿深部采空侧巷道底鼓现象日趋普遍和严重,严重影响巷道的运输和正常使用,其底鼓防治技术研究已成为目前煤矿岩石力学问题研究的重点。通过理论分析、数值模拟、现场试验等研究方法,对采空侧巷道底鼓的特征、形成原因、形成机制及其防治技术进行了详细研究,得到以下结论：（1）采空侧巷道底鼓与底板岩性和底板岩层的应力重新分布有关;（2）底板在严重挤压变形的情况下发生断裂,底板隆起,墙角发生外移是造成底鼓的主要原因;（3）底鼓始于巷道底角与底板中部;（4）采用中空锚杆注浆与高强锚杆锚注联合支护技术能有效治理采空侧巷道的底鼓     

高瓦斯面顶板走向钻孔抽放数值模拟与试验

高瓦斯矿井"U"型通风工作面采空区上隅角容易积聚瓦斯。以渗流理论为基础,根据气体扩散定律和质量守恒定律,建立了顶板走向钻孔抽放采空区瓦斯流场数学模型,并用6点隐式有限差分法进行了求解。以VB6.0为平台,利用工程软件SURFER模拟了抽放钻孔周围瓦斯压力场,并在现场进行了工业试验。理论研究与现场实践均表明:顶板走向钻孔抽放采空区瓦斯是解决高瓦斯工作面上隅角瓦斯积聚的一种行之有效的措施;顶板裂隙程度和状态是影响瓦斯抽放量的主要因素,将钻孔布置在适当的裂隙带中,瓦斯抽放浓度可达30%～90%,抽放负压可达50～55 kPa;数值模拟方法研究采空区瓦斯运移等工程实际问题是可行的。     

基于非连续变形分析方法的深部沿空掘巷围岩变形破坏及控制机制对比研究

利用非连续变形分析方法（DDARF）对单节理锚固试件在单轴压缩条件下的变形破坏及裂隙扩展过程进行分析,并以深部厚顶煤综放沿空掘巷--赵楼煤矿11302工作面轨道巷为工程背景,应用DDARF对沿空巷道围岩的变形破坏及控制机制进行研究,同时利用地质力学模型试验及现场试验进行对比验证。重点分析了沿空巷道围岩裂隙演化规律,并定义裂隙率 及裂隙减少率 两个指标对DDARF计算中的沿空巷道裂隙演化规律进行定量分析。研究结果表明：采用DDARF方法对单节理试件在无锚和加锚条件下的单轴压缩试验计算与室内试验结果相吻合;对沿空掘巷过程中巷道围岩变形情况进行DDARF计算,结果显示,围岩变形呈现沿空帮>顶板>实体帮>底板的变化趋势,与模型及现场试验监测数据相符;根据 及 两个指标对计算得到的无锚和加锚沿空巷道围岩裂隙发育情况进行定量分析,结果显示,沿空巷道围岩破坏趋势为 ,与变形趋势相一致;虽然锚固效果明显,但由于Ⅰ区、Ⅱ区本身围岩破碎严重,支护后裂隙率最大的 仍然是裂隙率最小的 的2.13倍,为了维护围岩稳定性,除了进行锚杆（索）非对称支护外,还应对Ⅰ区、Ⅱ区关键部位增加支护措施。DDARF方法关于沿空巷道围岩变形破坏的计算结果与实际工程相近,可有效开展裂隙演化与变形破坏机制研究,分析此类巷道的控制对策。