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。     

深部破碎软岩巷道围岩稳定性分析及控制

针对深部破碎软岩巷道围岩稳定性控制难题,以邢东矿-980车场巷道为研究对象,采用现场调研、数值模拟、井下试验及现场观测等方法分析围岩变形破坏特征,揭示其破坏机制,针对性地提出了以高强锚杆密集支护、新型喷层结构护表、滞后注浆加固为主体的多层次锚喷网注联合支护系统,详细阐明了具体支护措施的围岩控制机制,并用数值方法分析了锚杆间距、喷层厚度对于围岩应力场和位移场的影响规律。研究表明：（1）随着锚杆间距减小（0.7 m→0.3 m）,锚杆承压拱和喷层结构的承载能力呈幂函数增长趋势,锚固区围岩压应力呈线性增长趋势,围岩变形量明显降低;（2）随着喷层厚度增大,喷层结构承载能力近似线性增长,锚固区围岩压应力亦呈增长趋势,各部位围岩位移量显著降低;（3）当喷层厚度达到200 mm时,非锚固区内围岩大部分处于压应力状态,拉应力区大幅减少。基于上述研究,结合现场地质、生产条件确定试验巷道围岩支护方案,并进行现场应用。工程实践表明,多层次锚喷网注联合支护技术可有效控制深井破碎软岩巷道围岩大变形,实现深井巷道围岩的稳定性控制。     

深部大采高沿空留巷围岩结构沉降破坏与控制

为了解决深部沿空留巷围岩控制难题,选取邢东矿(埋深850 m)1126大采高工作面沿空留巷为研究对象。采用UDEC模拟分析关键块B不同下沉量围岩的响应特征。结果表明:1实体煤帮偏应力峰值和位置与关键块B下沉量呈线性关系增大且向深部转移;2实体煤帮深部变形对关键块B下沉量的响应较弱,愈靠近煤帮表面其敏感性越强,深浅部围岩位移有明显拐点;3顶板下沉量、帮变形量与关键块B下沉量呈正指数关系;4随关键块B下沉,实体煤帮的破坏形式经历了从不稳定三角块滑落→X共轭破坏→双X共轭破坏过程。认为:1巷旁采空区充填可有效限制关键块C下沉对块体B的带动作用;2钢管混凝土支架可适应关键块B的下沉特征,具有较强的抗压缩和弯曲特性;3高性能、高预紧力锚杆可更好地提高锚固体承载和抵御变形能力;4顶桁架锚索可以锚固在关键块B上,锚固基础稳固可靠;帮锚索可以穿越帮潜在滑移面,锚固在位移拐点内的锚固区内,限制帮结构性滑移。基于此提出了巷旁采空区充填+钢管混凝土支架+顶桁架、帮锚索+高强高预紧力锚杆联合控制方案;沿空留巷完成30 d后围岩趋于稳定,顶底板和两帮最大相对移近量分别为613 mm和374 mm,实现了深部大采高沿空留巷围岩的有效控制。