李庆忠[1]2003年在《综放面小煤柱留巷理论与试验研究》文中认为为解决目前综放沿空送巷系统存在的岩石工程量大、顺槽单巷长距离掘进施工及通风困难等问题，研究提出了厚煤层综放工作面小煤柱留巷双巷布置系统。论文首先根据综放采场矿压观测资料，对综放面顶煤及顶板结构与运动特点、采空区侧向顶煤与顶板变形规律进行了探讨，为留巷设计提供了依据；然后采用理论分析、数值模拟等方法综合研究了留巷煤柱稳定性及变形破坏规律和留巷锚网加固原理，针对兴隆庄矿3302综放面条件提出了合理煤柱尺寸和留巷支护控制方案，并进行了现场实施，全面地对留巷表面位移、深部基点位移、顶板离层、锚杆受力及加强单体支柱受力进行了观测，较好地掌握了综放留巷变形规律、锚杆受力变化规律及侧向压力影响范围等，为综放面小煤柱留巷双巷布置及巷道支护积累了宝贵的第一手资料，为其在合适条件下推广应用提供了有益的参考。
刘倡清[2]2005年在《靖远矿区综放沿空护巷试验与技术研究》文中研究指明本文为解决目前综放沿空护巷系统存在的岩石工程量大、顺槽单巷长距离掘进施工及通风困难等问题,提出了厚煤层综放工作面小煤柱护巷双巷布置系统。首先根据综放采场矿压观测资料,对综放面顶煤及顶板结构与运动特点、采空区侧向顶煤与顶板变形规律进行了探讨,为护巷设计提供了依据:然后采用理论分析、数值模拟等方法综合研究了留巷煤柱稳定性及变形破坏规律和护巷锚网加固原理。针对大水头煤矿中104综放面条件提出了合理煤柱尺寸和护巷支护控制方案,并进行了现场实施,全面地对留巷表面位移、深部基点位移、顶板离层、锚杆受力及加强单体支柱受力进行了观测,得到了综放沿空护巷变形破坏规律、锚杆受力变化规律及侧向压力影响范围等,现场试验取得了成功。这为综放面小煤柱护巷双巷布置及巷道支护积累了宝贵的资料,本文的成果具有一定的推广应用价值。
王者鹏, 秦忠诚[3]2010年在《特厚煤层综放面小煤柱留巷煤柱宽度设计》文中研究说明根据兴隆庄煤矿3302综放面的具体情况,对影响煤柱宽度因素进行了分析,提出了小煤柱留巷方案。工业性试验结果表明,该工作面采用小煤柱留巷,巷道顶板稳定,锚杆及锚索参数合理,试验取得了很好的效果。
肖亚宁[4]2011年在《潞安矿区沿空巷道叁维锚索支护机理及应用研究》文中指出根据沿空巷道围岩运移特征,提出了新型叁维锚索支护技术,通过具有强初锚力叁维锚索的作用,使围岩处于叁向受压状态,提高围岩整体性,控制巷道围岩的变形。综合运用弹塑性理论和壳体理论等知识,建立了新型叁维锚索支护对应的闭合圆柱壳、开口圆柱壳、加劲开口圆柱壳等空间网壳结构力学分析模型,通过多种数学变换和简化得到了加劲开口圆柱壳应力计算的解析式。试验研究了巷道围岩的力学性质和巷帮钻孔卸压效果,特别对不同围压下煤样的力学特性和破坏特征进行了探讨。首次开发了沿空巷道叁维锚索支护的相似模拟试验技术,在模型中实现了预应力锚杆和叁维锚索支护,分析了叁维锚索支护下沿空巷道围岩的运移特征。通过数值计算和现场实践等手段,详细讨论了支护强度、巷道断面尺寸、卸压孔布置方式及工作面采深对巷道顶板、底板、实体煤帮及小煤柱帮岩体的应力和变形分布规律的影响。
祁方坤[5]2016年在《掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术》文中进行了进一步梳理近年来沿空掘巷技术在我国得到了广泛的应用,但在生产中进行沿空巷道支护设计与施工时基本根据经验或工程类比来选择支护形式和参数,面临着巷道维护困难、变形量大等问题。因此针对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术进行研究对提高煤炭采出率、确保巷道安全具有重要意义。本文综合运用试验测试、理论分析、数值计算模拟和现场实测等方法与手段,对掘采全过程综放沿空巷道围岩变形和应力演化规律进行了系统的研究,取得了如下成果:(1)利用万能试验机及MTS815.02岩石力学测试系统对煤岩岩样进行了基本力学性能及叁轴蠕变性能测试,得到了煤岩蠕变变形规律,根据叁元件Kelvin模型和改进的西原模型建立了叁维应变状态下的蠕变本构方程,得出了不同应力条件下的蠕变曲线,为沿空巷道煤岩变形分析提供了理论依据。(2)基于沿空掘巷巷道围岩变形及回采工作面覆岩运移规律并结合巷道围岩大小结构稳定性原理,分析了控制上区段弧形叁角岩块稳定性的关键因素,建立了沿空巷道直接顶结构力学模型;系统分析了掘巷前、后直接顶结构受力特征,建立了弧形叁角关键块体稳定性判定方程。(3)根据放顶煤沿空巷道围岩结构特征,分析了顶煤稳定性影响因素,建立了顶煤变形力学模型,在Winkler弹性地基梁模型的基础上得到了顶煤下沉曲线(值)的解析解。通过MATLAB编制计算程序,分析不同支护强度下顶煤下沉量与顶煤刚度的关系,得到了顶板下沉值与顶煤刚度的关系。(4)基于回采阶段综放面沿空巷道围岩变形特征,研究了二次采动影响下基本顶压力迭加分布规律,建立了基本顶的非均匀弹性垫层薄板力学模型,分析了影响基本顶稳定的因素;根据沿空巷道顶板变形研究成果,建立实体煤帮和窄煤柱的平面应变流变力学模型,提出沿空巷道需随着采掘活动的变化分阶段分步骤的加强支护,并结合现场实际确定了窄煤柱合理留设宽度。(5)通过数值模拟分析在掘进及回采期间不同宽度护巷煤柱的受力及变形大小,研究了窄煤柱宽度对掘巷期间和回采期间巷道应力和变形的影响,综合分析确定了窄煤柱合理留设宽度。(6)对新安煤矿3304工作面材料巷掘进与回采期间围岩稳定性、支护效果进行了全面的监测,工程实践表明窄煤柱沿空掘巷稳定关键在于窄煤柱,因此加强窄煤柱支护,从而提高其承载能力,有利于减少叁角块回转下沉、顶煤下沉,同时保证了窄煤柱自身稳定,减小两帮相对移近量,达到巷道围岩整体稳定。
马耀荣[6]2018年在《特厚煤层开采中沿空掘巷煤柱宽度及稳定性研究》文中研究指明特厚煤层一次采出空间较大,开采影响范围更广,矿山压力显现具有突出的特征规律,给采场和巷道围岩控制理论技术提出了新的课题。特厚煤层开采中煤柱的留设是矿压控制理论和技术的重要内容,煤柱宽度留设过大会增加资源损失及掘进工程,留设过小则会增加矿压控制难度甚至影响正常生产。本文采用理论分析和数值模拟相结合的方法,对特厚煤层开采中沿空掘巷煤柱合理宽度的确定及其稳定性控制问题进行了探讨,主要内容如下:(1)运用关键层理论分析了上覆岩层的分布特征。得出了距离煤层较近的低位含砾粗砂岩为硬岩层,其下方直接顶较薄,垮落后未能充满采空区,故该硬岩层破断后在煤壁处形成了悬臂梁结构,远处断块垮落;更高层位的含砾粗砂岩,由于其距离煤层较远,其下方岩层垮落后对采空区充填充分,破断后形成了砌体梁结构。(2)运用数值模拟方法分析了采空区侧向支承压力分布规律,本文工程背景条件下侧向支承压力峰值距离采空区边缘约为23m,应力降低区约为14m,选择9m宽的小煤柱时煤柱及巷道位于应力降低区内,避开了峰值应力。(3)运用极限平衡理论分别计算了上工作面开采后在邻近煤体中产生的塑性破坏区宽度和巷道掘进后在煤柱另一侧产生的塑性破坏区宽度,经计算得出塑性破坏区宽度分别为4.3m,和1.72m。根据煤柱承载区的宽度需达到塑性区宽度的30%~50%,经计算承载区范围为1.86~3.01m。综合考虑了煤柱的作用及稳定性,最终确定煤柱宽度为9m。(4)基于正交试验分析了煤柱宽度、煤层厚度、煤层埋深、煤层内聚力和顶板强度对煤柱极限承载区的影响,设计了16种方案进行数值模拟,分析了每个方案中煤柱铅垂应力分布规律,得出煤柱两侧边缘铅垂应力较低,煤柱中间部分铅垂应力值较大,整体表现为先升高后降低的单峰形,并根据煤柱所受最大应力的宽度为煤柱极限承载区宽度,求出了煤柱极限承载区比率,在此基础上对结果进行了极差分析,得出了对煤柱极限承载区比率的影响显着性依次为煤柱宽度、煤层内聚力、煤层厚度、煤层埋深和顶板强度。同时,对每个因素与煤柱极限承载区比率的关系进行了拟合,拟合公式的相关系数都大于0.9,即所分析的因素与煤柱极限承载区比率有很好的相关性,可用拟合公式估算不同条件下煤柱极限承载区比率。(5)利用MATLAB软件对煤柱极限承载区比率与煤柱宽度、煤层埋深、煤层厚度、煤层内聚力以及顶板强度进行了多元回归分析,得到了煤柱极限承载区的回归公式,相关系数为0.9153,大于0.9,相关性较好,可以利用该公式估算不同因素综合作用下煤柱极限承载区比率。基于所得出的公式,验证了煤柱宽度为9m时,煤柱极限承载区的比率大约为23%,极限承载区宽度约为2.07m,煤柱具有一定承载能力,可以保持稳定性。(6)针对煤层巷道围岩裂隙极其发育且较为破碎的特征,结合工程背景根据厚锚固板理论和组合梁理论选取了锚杆和锚索进行支护设计,得出了锚固参数,并利用数值模拟软件对比分析了有无支护时煤柱的塑性区范围以及煤柱水平位移值,得出了支护后巷道围岩塑性区范围较小,煤柱水平位移值约为100-200mm,支护效果较好,可以保证正常生产。
许永祥[7]2015年在《特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究》文中研究表明为保持回采巷道稳定、隔离相邻采空区以防止有害气体溢出、煤层自燃,塔山煤矿区段间采用留设宽煤柱护巷,煤柱宽度38m~45 m,造成了煤柱损失严重、矿压显现强烈等问题。本文以塔山煤矿石炭系3~5#煤层8204工作面为工程背景,对特厚煤层综放开采沿空掘巷技术进行研究,采用理论计算、数值模拟、相似模拟、工程类比等方法对8204试验工作面5204临空巷道合理煤柱宽度进行分析,分析探讨沿空巷道支护方案,通过现场工业性试验对煤柱宽度、支护方案的合理性进行检验。研究结果表明:塔山煤矿特厚煤层综放工作面侧向支承压力峰值区位于距煤壁35 m左右,应力降低区为0~10 m左右;采用6 m煤柱时,巷道位于应力降低区内;采用合理的锚杆+W钢带+锚索+11#工字钢+组合锚索+喷浆全封闭的锚网索耦合支护对策,通过对比分析不同支护方案下锚杆、锚索对围岩形成的附加应力大小及范围,选取了合理的支护参数,现场监测表明巷道掘进期间矿压显现程度较小;巷道两帮移近量小于65 mm,顶底板移近量小于55 mm,锚杆、锚索受力较小,围岩稳定性较易控制;掘巷对采空区内气体产生扰动,采空区内气体浓度和压差出现波动,煤柱内裂隙发育,巷道表面喷浆未能完全解决采空区漏风问题,需进一步采取注浆等措施。
韩承强[8]2007年在《不同宽度区段煤柱巷道围岩结构及变形机理研究》文中提出正确认识回采巷道围岩结构特征及其变形和破坏等矿压显现的机理及规律是有效进行巷道围岩控制的前提。本文根据不同的巷道布置方式及布置位置按两帮边界条件将区段巷道分为实体煤巷道、煤体——煤柱巷道和煤体——无煤柱(小煤柱)巷道(主要指沿空掘巷)，针对叁种不同煤柱宽度条件巷道，结合微山崔庄煤矿23上11综放面实际条件，在总结和研究大量区段合理煤柱参数确定方法的基础上，分别通过力学理论分析、数值模拟、现场实测叁种研究方法，分析了叁种巷道的围岩结构特征、受力条件及其在走向与侧向上主应力分布，塑性区扩展及位移变形规律，据此总结其围岩变形破坏机理。首先根据煤柱上应力分布规律，考虑到煤岩类介质的屈服受体积应力的影响，利用煤岩介质的极限平衡理论，艾里应力函数及广义米赛斯准则推导出了煤柱中塑性区扩展深度公式及护巷煤柱中部弹性区的临界宽度公式，分析认为煤柱中塑性区的扩展是由上至下，煤柱上的应力集中是造成其破坏的主要原因，讨论了各种因素对煤柱宽度的影响，计算得到适合崔庄煤矿的合理煤柱宽度为5.6m。其次运用FLAC~(3D)数值模拟软件分析了工作面回采不同时刻及不同煤柱宽度下巷道围岩在主应力分布、塑性区扩展及位移的变化情况。共设计了16个模型，分别模拟工作面推进10m、20m、30m、40m、50m、60m和煤柱宽度为4m、6m、8m、10m、15m、20m、25m、30m、35m、40m时巷道围岩变形破坏情况，分析认为，崔庄煤矿类似条件下，沿空掘巷合理的煤柱宽度应为6m～8m。最后通过现场观测，收集煤柱变形、应力分布和巷道变形等资料，认为小煤柱的破坏形态呈“不对称马鞍”状。
宋平[9]2016年在《斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究》文中研究说明论文以斜沟矿13#厚煤层错层位外错式沿空掘巷为研究背景,从回采率、巷道围岩应力分布与稳定性、沿空巷道位置以及沿空掘巷支护技术等方面对错层位外错式沿空掘巷技术展开研究,论文研究中综合采用了包括理论分析、室内相似模拟、计算机数值模拟以及现场实测等研究方法。论文首先从大形势即煤炭对我国能源的重要性入手,分析了我国煤炭工业存在的问题。在此基础上,结合论文研究的重点内容,对沿空掘巷技术与厚煤层一次全高开采的国内外研究现状进行资料整理与分析。错层位巷道布置采煤方法能够实现真正意义的完全无煤柱开采,但长期以来的研究主要集中在内错式巷道布置,由于其具有分层开采下分层内错式巷道布置的特点,支护方式只能以被动支护形式为主,影响其巷道的掘进速度以及工作面之间的采掘接续。因此,为了解决错层位内错式巷道布置存在的问题,论文基于错层位外错式巷道布置结合沿空掘巷技术展开研究,在此基础上,确定了论文研究内容、方法与技术路线。1、通过对斜沟矿13#厚煤层错层位外错式采煤法在留设13m煤柱时,巷道围岩变形及煤柱应力进行现场实测,得到如下几个结论:(1)通过对回采工作面50m和60m处的巷道顶板和60m处的煤帮进行了钻孔窥视,发现斜沟矿错层位外错式留设13m煤柱时,巷道围岩结构复杂,巷道支护困难,在钻孔窥视的基础上,对巷道围岩进行了加强支护。(2)通过对斜沟矿外错式巷道在加强支护后巷道围岩表面位移现场实测,发现斜沟矿错层位外错式留设13m煤柱时,巷道围岩变形依然严重,且巷道围岩变形受采动的影响较大。(3)通过对斜沟矿外错式巷道煤柱支承压力分布规律现场实测,发现煤柱受采动影响较大,采动影响范围为40m左右,在留设13m煤柱时,煤柱整个范围内都处于塑性区。通过对现场实测研究分析发现,斜沟矿13#厚煤层错层位外错式采煤法,采用留设13m煤柱开采方案存在一定的不合理性,为此,需要对其进行重新优化设计。2、为了确定错层位外错式沿空巷道位置,首先须对错层位起坡段下方叁角煤体的稳定性展开研究,本部分得到的具体研究成果包括:(1)分析了起坡段对回采率的影响,确定了不同起坡段存在的必要性。在此基础上,建立了错层位起坡段下方叁角煤体力学模型,采用极限平衡理论对叁角煤体宽与高的关系进行了研究,得到了处于极限平衡状态起坡段内煤体的承载表达式:e1-同时得到极限平衡区宽度与叁角煤体高度之间的关系:分析公式发现,随着叁角煤体高度的增加,满足极限平衡的煤柱宽度也同样随之增加,仅仅从叁角煤体自身力学特性来看,叁角起坡段的横向尺寸满足极限平衡的要求,也即叁角煤体内存在破碎区、塑性区以及弹性区,从而可为区段煤柱提供侧向应力。但实际开采中,受支承应力的影响,会对底板一定深度产生破坏,因此进一步将叁角煤体作为底板进行破坏性研究。(2)为了研究确定叁角煤体的破坏深度,首先对底板破坏机理进行研究分析,建立其力学模型,通过采用断裂力学、Griffith准则推导出处于极限状态下底板破坏深度h1:由于底板是否发生破坏的主要影响因素包括应力大小,因此需要进一步确定工作面推进过程中的应力值。(3)将采场上覆关键层视为薄板模型,采用弹性薄板力学理论、平面胡克定律以及功的互等定理,对工作面在推进过程中基本顶断裂前、后基本顶对煤体的影响进行研究,确定其弯矩分布及施加的载荷。在综合考虑基本顶、直接顶与煤体叁者关系的同时,对底板破坏深度进行了研究,得到其表达式为:在此基础上,确定叁角底煤稳定性的原则,即通过h1与起坡段高度进行对比,在[3.5m,h1]范围内的叁角煤体均处于破坏状态,认为不会对工作面间区段煤柱提供侧向应力,[h1,10.5m]则处于弹性状态,可对区段煤柱提供侧向应力。3、在前述研究的基础上,重点对错层位外错式沿空掘巷实施的关键技术展开研究,包括区段煤柱稳定性的力学研究、巷道位置的选择与支护技术叁个方面,得到的具体研究结论如下:(1)首先对错层位外错式沿空掘巷实体煤一侧稳定性进行研究分析,发现:(1)方案1,由于叁角煤体处于完全破坏状态,因此其对实体煤一侧完全没有侧向应力,实体煤一侧仅受到巷道支护提供的侧向支护阻力Px;方案2与方案3,由于起坡段高度增加,叁角煤体可对实体煤一侧提供一定的侧向应力,理论上认为方案3完全沿煤层顶板布置回采巷道,实体煤承受的侧向应力范围最大,利于接续工作面开采时区段煤柱的稳定。(2)结合不同叁角煤体对实体煤一侧支承应力的影响,利用极限平衡理论解得巷帮距煤柱极限强度处的距离为:结合不同起坡方案进行计算分析,得到沿煤层顶板布置回采巷道实体煤一侧的稳定性最好的结论。(2)在对实体煤稳定性研究的基础上,结合巷道布置围岩状态与应力分布情况发现,错层位外错式巷道位置可沿采空区布置实现完全无煤柱开采,其特点包括:(1)巷道虽然沿着煤层底板布置,但围岩处于完整与稳定的状态,利于巷道的掘进与维护;(2)受高位煤层的影响,高位煤层处于破坏范围,且距离接续工作面相邻巷道4~5m,接续工作面相邻巷道处于低应力范围内,同样利于巷道的掘进与维护。(3)接续工作面上覆煤层存在弹性区,虽然高位煤层属于破坏区,可在上一工作面相邻巷道对其巷帮进行加强支护,从而为接续工作面相邻巷道采用锚杆-索进行主动支护的实施提供条件。(3)在对沿空巷道位置选择的基础上,结合“极限自稳平衡拱”理论对支护技术展开研究,得到如下结论:(1)推导出极限自稳平衡拱的最大高度:并提出了巷帮的稳定性对顶板极限自稳平衡拱的高度具有较大影响,不同叁角煤体对巷道顶部的支护存在差异。(2)提出了错层位外错式“相邻巷道的联合支护技术”方案。发现错层位首采工作面运输巷沿煤层顶板布置,与底板巷道相比,极限自稳平衡拱的高度小于沿煤层底板布置的全煤巷道,从理论上认为有利于支护。考虑接续工作面相邻巷道沿运输巷实体煤帮侧布置,两巷之间在横向上不存在煤柱,纵向上存在较厚的煤层,因此可对沿煤层顶板布置的运输巷的实体煤帮进行加强支护,从而为接续工作面相邻巷道顶板支护采用锚索的悬吊等理论提供悬吊点,确定运输巷实体煤帮的支护以锚杆-索为主,采用全段锚固,同时在巷道实体煤帮打两排4m深孔,进行注浆(固安特),将浅部煤层形成一个整体。(4)最后,结合斜沟矿工程背景进行巷道支护技术分析,得到如下结论:(1)采用错层位外错式巷道布置沿空掘巷技术,巷道支护的难点仍在于原岩应力区全煤巷道,由于煤层较软且承受原岩应力,其极限自稳平衡拱高度较大;(2)错层位沿煤层顶板布置的巷道由于直接支护的对象是顶板岩层,其力学强度大,因此其稳定性好,自稳平衡拱的高度较低;(3)错层位外错式完全无煤柱沿空掘巷虽然仍是全煤巷道,但其在极限平衡区下方的弹性实体煤内布置,因此承载较低,其自稳平衡拱高度为1.48m,对于采用主动支护方案有利。为了对比,补充了传统沿煤层底板巷道布置的沿空掘巷方案进行对比,如采用传统沿煤层底板沿空巷道布置,自稳平衡拱的高度为5m。对比分析发现,采用沿煤层底板巷道布置沿空掘巷技术时,采用常规的锚杆支护无法满足自稳平衡拱的高度,因此只能依赖被动支护或者采用增加锚索的支护密度来保证巷道的稳定。4、斜沟矿错层位外错式沿空巷道布置室内相似模拟实验研究(1)首采工作面开采时,随着倾斜长度的增加,覆岩运动高度、侧向支承应力峰值和影响范围也随之增加,但实验中发现,沿空掘巷位置处应变片的应力集中系数虽然有所增高,但增加幅度较小,且低于原岩应力值,认为受首采工作面的影响较小;(2)随着接续工作面倾斜长度增加,其覆岩运动特征与首采工作面相似;煤柱随着工作面长度增加,逐渐由稳定状态变为失稳,当煤柱尺寸从15m-10m时裂隙大量生成,当煤柱尺寸为8m时,煤柱发生整体破坏失稳;(3)接续工作面开采期间,通过对首采工作面完全沿空掘巷位置处应变片的数据收集与整理,发现其应力有进一步增加的趋势,但应力值增加较小,其最大应力集中系数仅为0.45。5、斜沟矿错层位外错式沿空掘巷数值模拟研究(1)综合分析了不同起坡高度叁角煤体的稳定性,发现随着起坡高度增加,下方叁角煤体的稳定性增强,且整体处于应力降低区。(2)综合分析了不同起坡高度叁角煤体对实体煤侧的稳定性,发现随着起坡段高度增加,实体煤一侧极限平衡区范围减小,弹性区范围进一步增加。(3)在确定起坡段高度为10.5m对实体煤的稳定性最优前提下,对不同尺寸煤柱的稳定性展开进一步研究,发现完全沿空掘巷叁角煤体一侧破坏范围最小,可实现有效控制巷帮,围岩应力集中系数也最小,即对巷道围岩的支护强度要求最低,同时完全沿空掘巷可通过对上一工作面运输巷实体煤帮一侧加强支护改善围岩状态,从而实现锚杆+锚索的主动支护方案。6、斜沟矿错层位外错式巷道沿空掘巷支护技术研究结合前述理论分析、相似模拟和数值模拟研究分析结论,对斜沟矿错层位外错式巷道及相应的支护技术方案进行优化,提出了将错层位起坡段高度增加至10.5m、采用错层位外错式完全沿空掘巷以及“相邻巷道的联合支护技术”方案,并采用数值模拟方法进行验证,优化方案提高了煤炭采出率,同时围岩应力和巷道变形量都有很大程度的下降,达到了优化的目的。论文取得以下创新点:(1)采用极限平衡理论对叁角煤体宽与高的关系进行了研究,得到了处于极限平衡状态起坡段内煤体的承载表达式:同时得到极限平衡区宽度与叁角煤体高度之间的关系:(2)综合考虑基本顶、直接顶与煤体叁者的关系的同时,对底板破坏深度进行了研究,得到其表达式为:(3)发现采用错层位外错式沿空巷道布置,当回采巷道沿煤层顶板布置,下方实体煤受到起坡段叁角煤体的侧向支承作用,接续工作面相邻巷道完全无煤柱沿空掘巷时,巷道一侧叁角煤体属于弹性区,巷道围岩完整性好,且承载较小。(4)提出了错层位外错式“相邻巷道的联合支护技术”方案,即采用锚杆+7.5m锚索+注浆,采用全段锚固,在巷道实体煤帮打两排4m深孔,进行注浆(固安特),将浅部煤层形成一个整体,对实体煤一侧巷道进行主动加强支护,为接续工作面沿空巷道顶板采用锚杆-索的悬吊提供悬吊点。
海林鹏[10]2017年在《大采高综放面沿空掘巷围岩控制研究》文中研究说明塔山矿煤层平均厚度15m,采用大采高综放一次采全厚技术,工作面年产量超过一千万吨。由于采厚大、开采强度高,区段煤柱一直沿用38~45m的宽度,每千米煤柱煤炭损失近100万t。回采巷道处于侧向支承压力的高应力区,巷道出现较严重的冲击矿压现象,变形严重、维护困难,威胁安全生产。为提高煤炭资源回收率和控制围岩变形,采用6m小煤柱沿空掘巷技术,综合运用现场实测、理论分析及数值模拟实验等方法对端部覆岩结构、侧向应力场时空演化以及围岩变形机理等进行了系统深入的研究,取得的主要研究成果如下:(1)研究了大采高综放面端部覆岩的活动范围,分析了大采高综放面端部覆岩破断运移规律,建立了端部结构力学模型,提出了端部叁角滑移区及其运动模式;分析了直接顶、基本顶的特性,揭示了采空区稳定前、后端部覆岩结构的运移变化特征,分析了端部结构的稳定性,研究了采厚对端部覆岩结构的影响;(2)分析了大采高综放面侧向应力场与端部顶板结构的时、空、强演化规律,掌握了采空区稳定前后随端部结构变化过程中侧向支承压力的分布规律,研究了采厚、未放煤宽度对端部结构、侧向支承压力的影响,确定了沿空掘巷的合理位置和时机;揭示了叁角滑移区破断滑移后作用在煤柱上力的减小是侧向支承压力降低的根本原因;(3)掌握了沿空巷道掘巷、回采期间的巷道变形机理,揭示了沿空掘巷围岩变形受控于高位基本顶的回转变形和叁角滑移区滑移回转的规律,分析了煤柱宽度不同时煤柱内应变能密度分布规律,煤柱内集聚的应变能突然释放是大煤柱巷道成巷道冲击矿压的根本原因;通过数值模拟得到了锚杆、锚索的附加应力场在巷道围岩深部、中部、浅部形成了不同强度的连续承载结构分布特征,确定了沿空掘巷巷道的支护方案;(4)研究了沿空掘巷裂隙煤柱损伤应变与渗透性系数的关系,分析了本工作面采空区及相邻工作面采空区气体流动规律,模拟了工作面瓦斯运移规律,得到了相邻采空区氧化带呈现耳状分布,提出了掘进期间“注—抽”一体化的氮气置换瓦斯技术,保证了沿空掘巷巷道的安全。
参考文献：
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[5]. 掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术[D]. 祁方坤. 中国矿业大学. 2016
[6]. 特厚煤层开采中沿空掘巷煤柱宽度及稳定性研究[D]. 马耀荣. 太原理工大学. 2018
[7]. 特厚煤层大采高综放面沿空掘巷技术研究[D]. 许永祥. 河南理工大学. 2015
[8]. 不同宽度区段煤柱巷道围岩结构及变形机理研究[D]. 韩承强. 山东科技大学. 2007
[9]. 斜沟矿厚煤层错层位外错式沿空掘巷与支护技术研究[D]. 宋平. 中国矿业大学(北京). 2016
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