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。     

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。     

大采高综放面区段煤柱合理留设研究

侧向支承压力分布、资源回收率以及煤柱和巷道的稳定性是大采高综放面区段煤柱宽度留设要兼顾的因素,为了确定大采高综放面区段煤柱宽度,以某矿8103面为工程背景,首先,采用理论计算和现场应力监测等方法确定大采高综放工作面倾向支承压力分布规律,得出应力降低区宽度约为8 m,原岩应力区为巷帮侧28 m外。其次,采用工程类比方法确定大采高综放工作面巷帮外侧煤体严重破裂区宽度约为4 m。最后,采用FLAC3D数值软件分析了下区段工作面回采时窄煤柱（6、8 m）和宽煤柱（28、30 m）的应力场、位移场及塑性区特征,获得不同煤柱宽度时巷道和煤柱力学特征。研究表明：当煤柱宽度6 m和8 m时,在采动支承压力下煤柱几乎无承载能力,且巷道变形量较大;当煤柱宽度28 m和30 m时,在采动支承压力下煤柱中央仍有一定的弹性核,煤柱保持稳定且巷道变形量较小。综合考虑资源回收、巷道稳定性、次生灾害控制等因素,确定大采高综放工作面区段煤柱宽度为28 m。     

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。     

软弱厚煤层沿空留巷变形破坏特征及控制研究

针对软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现明显,顶板易出现不均匀切顶下沉等问题。通过现场调研、理论分析和数值模拟,阐明了软弱厚煤层综放开采沿空留巷动压显现特征和变形机制,提出了软弱厚煤层沿煤层顶板布置沿空留巷变形协同支护体系。研究结果表明：综放开采采出厚度大,沿煤层底板留巷时沿空留巷煤层顶板承载能力差,“底板−巷旁支护体−顶板”支护体系载能力不协调,是造成软弱厚煤层沿空留巷产生大变形的主要原因;沿煤层顶板留巷变形协同支护体系的提出提高了沿空留巷帮部、顶底板及巷旁支护体的协同承载能力,可有效地保证软弱厚煤层沿空留巷的围岩稳定。研究成果在古城煤矿的成功应用,证明了该支护体系在软弱厚煤层综放沿空留巷中的可行性。     

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。     

基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性影响研究及工程应用

倾斜煤层沿空半煤岩巷由于围岩结构的非对称性和非均质性,受采掘扰动影响,巷道围岩呈现更严重的变形破坏。为揭示不同基本顶断裂形式对倾斜煤层沿空半煤岩巷围岩稳定性的影响规律,采用数值模拟方法针对该类巷道4种基本顶断裂形式下巷道围岩变形特征进行了研究。结果表明:基本顶断裂线位置对该类巷道围岩稳定性的影响程度由小到大依次为:采空区侧、煤柱上方、实体煤侧、巷道上方;基本顶断裂线位于采空区侧时,煤柱轴向、横向应力增速均小于其他情况,垂直位移也最小,煤柱变形在允许范围内,可保持后期对顶板的支承能力,对巷道维护最有利。在此基础上,以贵州某矿1511工作面回风巷为工程背景进行了工业试验,通过理论计算和现场钻孔探测综合分析得出,为避免基本顶断裂线位于煤柱上方靠巷道侧,下一步掘进时煤柱宽度应由3 m改为5 m。掘采期间断面检测结果显示,断面最大收缩率为23.3％,最大非对称变形率为5.2％,巷道整体均匀协调变形,进一步验证了研究成果的可靠性。      

特厚煤层区段防水煤柱稳定性评价及保护技术研究

留设合理宽度的区段煤柱是确保特厚煤层综放工作面顺利接续和安全回采的关键。为确保芦子沟煤矿3107特厚煤层综放工作面仰斜开采过程中,双侧采空煤柱能够稳定承载并有效隔水,分析区段煤柱覆岩结构特征,建立区段煤柱应力计算模型,理论计算了双侧采空煤柱应力,结合数值模拟及理论分析手段对煤柱稳定性进行综合评价。通过实施科学合理的深孔爆破切缝卸压方案,降低了3107工作面采动应力对煤柱的影响,优化了煤柱应力环境,提高了煤柱稳定性,保证了3107工作面的安全回采。研究结果对类似开采条件下的区段煤柱宽度确定及坚硬顶板条件下煤柱卸压具有一定意义。     

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。     

厚煤层综放双巷工作面巷间煤柱尺寸研究

为解决厚煤层综放双巷布置工作面巷间煤柱的留设问题,以某矿四盘区4301工作面运输顺槽与辅助运输顺槽之间的煤柱为工程背景,首先对巷间煤柱进行理论分析:一次采动影响后将巷间煤柱沿倾向划分为采动影响区、相对稳定区和锚杆支护区,应用极限平衡理论分析得出了一次采动影响区的宽度为2.82 m,进而得出巷间煤柱的宽度为7.83 m。其次,应用数值模拟的方法系统地分析了宽度分别为4、6、8、10、12、15、20 m时,在两次采动影响下巷间煤柱的应力演化、破坏、巷道围岩变形规律;一次采动影响后,随着煤柱宽度增大,髙应力由实体煤向煤柱内转移;给出了最大临界尺寸、最小临界尺寸的定义,并指出巷间窄煤柱宽度应小于最大临界尺寸。综合分析数值模拟研究结果,同时结合理论分析结果及煤柱留设原则,最终确定巷间煤柱宽度为8 m。最后,通过现场工程实践验证了所确定的巷间煤柱宽度的合理性。研究结果对类似条件下综放双巷布置工作面巷间煤柱宽度的确定具有参考意义。     

深井孤岛工作面巷道围岩采动应力分区演化特征

针对深井孤岛工作面煤巷大变形问题,采用现场实测手段研究了回采过程中巷道和采空区应力动态演化规律以及巷道围岩变形破坏演化特征。研究结果表明：深井孤岛工作面巷道围岩应力演化与变形破坏具有显著的阶段性特征,工作面前方大于250 m范围,巷道围岩未受采动影响,围岩应力变化较小且变形主要集中在底板与煤柱肩窝;工作面前方100～250 m支护结构受力增大,巷道浅部围岩破碎,顶底板移近及煤柱内挤变形突出,巷道出现明显的非对称变形破坏;工作面前方100 m为强烈采动影响阶段,尤其是在工作面前方20～22 m围岩垂直应力与空间主应力变化比较剧烈,顶底板移近与两帮内挤变形更加突出,巷道围岩表现出明显的大变形破坏特征。根据采空区应力分区特征分析了顶板覆岩结构的动态演化过程。结合应力与变形破坏演化特征,提出了巷道支护对策,以期为深井巷道围岩控制提供一定指导。     

深部厚顶煤巷道围岩变形破坏机制模型试验研究

为研究深部厚顶煤巷道围岩变形破坏特性及其机制,以赵楼煤矿千米深井厚顶煤巷道为工程背景,开展了大比尺地质力学模型试验,对让压型锚索箱梁支护系统作用下的巷道围岩位移、应力演化规律进行的研究表明：巷道顶底板围岩竖向应力释放较两帮剧烈,水平应力释放反之,巷道顶板中部围岩是顶板竖向应力释放的主要部位。通过与现场试验结果对比验证,总结出深部厚顶煤巷道围岩变形破坏的3个主要特征：顶板变形破坏较两帮和底板严重、顶板围岩变形破坏主要发生在煤岩交界面以下的煤体中、巷中是顶板变形破坏的关键部位,并进一步分析了相应机制：顶板煤岩松软破碎、自承能力差、顶板及其巷中竖向应力释放相对更为剧烈、矩形巷道顶板受力状态差等因素,导致顶煤所受径向应力低,碎胀变形剧烈,且弯曲变形、离层严重,顶板受力结构恶化,最终导致顶板控制困难。     

高应力大断面煤巷锚杆索桁架系统试验研究

高应力构造区大断面煤巷围岩控制技术是煤矿巷道工程中亟需研究的问题之一。以峰峰集团新三矿废矸充填复杂困难煤巷为典型研究对象,综合现场调研和数值模拟分析结果得出高应力作用下大断面煤巷变形破坏特征,提出一种基于“索-拱”结构为核心的高应力煤巷围岩控制系统-锚杆索桁架,分析该支护系统基本结构,设计流程及支护预应力场分布特征,在新三矿某一置换煤巷开展工业性试验,研究结果表明,新型支护系统结构稳定,巷道围岩控制效果良好,对类似困难巷道支护具有一定的理论和实用参考价值。     

超长工作面过大断面空巷三维应力演化及综合治理技术

为解决超长工作面过大断面空巷极易发生片帮和大面积冒顶等难题,以晋城成庄矿某超长工作面为背景,建立大断面空巷的三维模型,将工作面顶板划分为煤柱顶板、空巷顶板和待采区顶板3部分。通过理论分析,推导了煤柱失稳的判据,并利用FLAC3D数值模拟分析了大断面空巷顶板应力演化过程。结果表明:煤柱宽度W≤40 m时,工作面超前支承应力与空巷超前支承应力在煤柱上叠加,煤柱开始发生塑性变形;W≤10 m时,煤柱顶板应力逐渐达到峰值16.6 MPa,煤柱发生破坏并失去承载能力,工作面超前支承应力向待采区转移,空巷顶板应力达到峰值12.7 MPa。根据空巷顶板应力演化规律,确定高水材料充填支柱支护的合理强度及空巷两帮煤壁注浆加固的时机,辅以空巷锚索梁补强,提出了大断面空巷综合治理措施,现场应用效果良好。      

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.     

内蒙古高家梁煤矿巷道加固及围岩支护结构的数值模拟分析

高家梁煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市东胜区东南8km处,矿井设计规模年产600×104吨。建井期间在埋深50～150m的运输大巷中部,遇到一种低强度软岩,巷道掘进与施工过程中冒顶、塌方时有发生,常规锚杆支护失效,对施工安全和进度造成很大影响。基于巷道地质情况与软岩特征,根据巷道围岩松动圈理论及围岩与支护作用关系,重点分析了软岩巷道的变形、顶板失稳机理,确定了运输大巷的工程加固方法。经过ADINA数值模拟验算以及后期的运输大巷变形监测曲线都证明加固方案满足运输大巷对支护刚度和强度的要求,同时还将加固方案进行了经济评价,得出了这种加固方案对于高家梁矿的特殊软岩巷道段加固在技术上可行,经济上可以接受的结论。     

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。     

大断面厚顶煤巷道顶板冒落破坏的上限分析

根据大断面厚顶煤巷道顶板的破坏特性,考虑了顶板围岩应力水平与支护荷载的影响,利用Hoek-Brown强度准则及其相关联的流动法则,构造出厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机构。基于塑性力学中的上限分析方法,结合变分原理,推导得到了大跨度厚顶煤巷道顶板的冒落破坏机制,并以赵楼煤矿某巷道现场实践为例,分析了不同计算参数对顶板冒落破坏机制的影响。计算研究表明：随着岩体经验参数A、抗拉强度、抗压强度及支护荷载的增加,冒落体尺寸随之增大,而当岩体经验参数B、围岩应力及岩体重度增加时,冒落体尺寸则随之减小;冒落体尺寸代表了巷道顶板安全性能的大小,其尺寸越大,表明使巷道顶板发生冒落破坏所需外力功越多,顶板安全性能也越高;岩体经验参数B、围岩应力水平与支护荷载对顶板围岩破裂机制影响较为显著,参数B决定了冒落体的破裂形状,随着参数B的增加,冒落破裂迹线的曲率不断减小;增大支护阻力是提高顶板稳定性的有效途径,其研究结果可为大断面厚顶煤巷道支护设计提供一定的理论依据。