宋平[1]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。
鲁伟[2]2010年在《综放面顶层巷小煤柱外错底层回风巷布置及其围岩稳定性研究》文中认为瓦斯灾害已成为煤矿安全生产的重要隐患,特别是厚及特厚煤层,随着综放工作面长度和底层采高的加大,以及工作面产量的急剧增加,工作面上隅角瓦斯的积聚,势必造成通风和瓦斯管理上的困难,严重地制约着工作面的安全生产和生产进度。设计合理的供风量和选取更合适瓦斯巷道布置系统,是解决放顶煤工作面瓦斯、煤尘积聚最为有效方式之一。本文提出了一种全新的综放工作面通风系统:顶层瓦斯巷小煤柱外错底层回风顺槽布置,具体是一种放顶煤工作面顶板排瓦斯巷位置的改进。从根本上解决放顶煤工作面上段、上隅角和采空区的瓦斯与煤尘积聚,特别是上隅角上部空间瓦斯与煤尘的积聚提供了安全、高效的通风系统,并为实现小煤柱放顶煤开采,提高煤炭回收率创造了良好的力学环境,增加了端头顶煤的回收。同时,顶层巷存在,可有效地吸收煤体中高应力作用产生的大量变形,释放煤体中积聚的弹性能,可有效地促使采动引起的应力再次重新分布,改善区段煤柱内高应力环境,使被保护巷道处于应力降低区内。运用正交实验方案定量和定性地研究了综放面采用顶层瓦斯巷外错式布置下,煤层厚度、赋存深度、煤体强度及顶板强度对回风顺槽、顶层巷和相邻工作面运输顺槽围岩稳定性影响的相关规律,对影响程度进行了主次排序,确定出了合理的小煤柱尺寸范围。在此基础上,综合运用以巷道围岩稳定性分类为基础的工程类比设计法、锚杆支护专家系统设计法、基于地质力学条件的叁维数值模拟设计法,总结出顶层巷外错式布置下巷道合理的支护方案。最后,成功地将上述结论运用于厚及特厚煤层综放工作面,达到了预期的效果。
李东勇[3]2004年在《综放工作面巷道围岩稳定性研究》文中研究说明综采放顶煤回采巷道，由于它为全煤巷道且所受应力复杂，如巷道掘进中的围岩应力、以及先后两个工作面的采动应力，所以对该巷道稳定性的研究就显得极其有意义。本文对回采巷道稳定性研究的主要内容与研究成果有： 1、利用数值模拟的方法模拟了工作面的推进过程，研究了回采工作面推进过程中采空区以及侧向煤体的应力发展规律，得出随着工作面的推进，顶板垮落高度的增加，煤柱垂直应力的核心区逐渐上移直至未垮落岩层高度，水平应力变化不大。 2、利用数值模拟的方法对综采放项煤的工作面侧向支承压力作了详细的研究，得出了开采深度、煤体强度以及煤层厚度这叁个因素对工作面侧向煤体稳定性特征的影响规律，为合理选择护巷煤柱的宽度提供了计算公式。 3、利用数值模拟的方法对综采放顶煤的回采巷道稳定性进行了研究，得出了开采深度、煤体强度以及锚索长度这叁个因素对工作面侧向回采巷道稳定性的影响规律。 4、利用相似模拟试验的方法对煤柱的宽度以及锚索的作用机理进行了研究。
刘军[4]2014年在《龙马煤业3305工作面运输巷沿空掘巷围岩稳定性分析及控制技术研究及支护技术研究》文中提出本文以龙马煤业3305工作面运输巷留窄煤柱沿空掘巷为工程背景,采用理论分析、数值模拟和工业性试验相结合的研究方法,分析了窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性的影响因素,尤其是地质因素的影响,并在相关研究的基础上,模拟分析了不同支护参数对巷道围岩稳定性的影响,确定最优支护方案并在现场进行了工业性试验。通过研究得到以下结论:在一定范围内随着煤层倾角的增加,沿空掘巷围岩变形量越来越大,围岩稳定性越来越差,且围岩变形呈现非对称性破坏机制;采空区与沿空掘巷的相对位置也对会围岩稳定性产生一定的影响,采空区水平标高低于巷道水平时沿空掘巷围岩稳定性相对较差,巷道变形量随煤层倾角增大而增大的趋势明显;当采空区水平标高高于巷道水平时围岩变形量相对较小,且围岩变形并不简单地随煤层倾角的增加而单调增加或减小;在煤柱宽度一定的前提下,煤层厚度的增加导致采空区的影响范围增加,侧向支承压力峰值向沿空掘巷及深部围岩转移,从而使围岩变形呈现先增加后减小的趋势;随埋藏深度的增加,沿空掘巷围岩变形量逐渐增大,当煤层埋藏深度增加到480m以上时,窄煤柱沿空掘巷围岩变形量急剧增加,围岩稳定性破坏严重,且仍以顶板下沉和煤柱侧巷帮变形为主。
张广超, 何富连, 来永辉, 宋佳伟, 肖鹏[5]2016年在《高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度与控制技术》文中研究说明针对高强度开采综放工作面区段煤柱合理宽度留设问题,以羊场湾煤矿为工程背景,建立了综放工作面侧向基本顶破断结构模型,推导出低应力区范围表达式及其影响因素;采用FLAC3D数值模拟软件分析巷道掘进和本工作面回采期间不同煤柱宽度下巷道围岩应力与位移演化特征。研究表明:(1)高强度开采综放工作面因采场尺寸大、推进速度快、断裂步距大,导致内应力场范围亦大于常规工作面。(2)高强度开采综放工作面区段煤柱宽度的确定,应充分考虑多次剧烈采动、基本顶破断、巷道大断面等因素,结合试验工作面地质生产条件确定内应力场范围6.31~7.58 m,合理煤柱宽度为9~14 m。(3)本工作面回采期间,覆岩结构被再次激活,致使围岩变形破坏加剧,煤柱宽度10~14 m时,煤柱具有一定自稳能力并承担较少的顶板载荷,综合考虑各因素确定合理煤柱宽度为10 m。(4)受高强度开采及基本顶破断等因素影响,窄煤柱沿空巷道可能诱发大范围破碎、煤柱帮大变形及顶板不对称下沉等变形破坏,要实现此类巷道围岩稳定性控制应对煤柱帮和顶板重点加固,据此,提出了非对称围岩控制技术,并进行现场应用,巷道控制效果明显。
李晋平[6]2005年在《综放沿空留巷技术及其在潞安矿区的应用》文中提出随着采深加大、工作面单产的提高及地质条件的变化,潞安矿区综放工作面瓦斯超限频繁,严重制约了综放集约化生产水平进一步提高。根据对瓦斯治理途径的调研,创造性地提出在综放工作面采用大、小断面沿空留巷技术改变风流方向,从根本上治理瓦斯超限,从而实现特殊煤层条件下集约高效生产的技术思路。本文结合潞安矿区煤层开采条件,采用理论分析、实验室相似模拟、叁维动态数值模拟和现场试验等综合研究手段和方法,对综放沿空留巷岩层控制理论、围岩稳定性、巷道支护技术及其矿压显现规律进行开拓性的系统研究,为沿空留巷在综放工作面的应用奠定基础。首次采用叁维动态数值模拟的方法并结合相似材料模拟试验,分析了不同条件下沿空留巷围岩的稳定性及破坏特点,提出了综放沿空留巷巷内加强支护及巷旁支护的原则。根据对综放工作面锚网、锚索支护巷道垮落特征和老顶破断基本规律的分析,首次提出了综放沿空留巷围岩大、小结构的概念。通过对大结构关键块稳定性分析,论证了综放沿空留巷的可行性。通过对大、小断面沿空留巷矿压显现规律的现场实测研究,综放沿空留巷顶板活动与顶煤的破坏及放出密切相关,根据潞安常村煤矿、王庄煤矿沿空留巷矿压观测结果,巷道顶板下沉主要集中于工作面前方2m至工作面后方20m范围内,工作面后方20-40m后趋于稳定。常村煤矿综放大断面沿空留巷及王庄煤矿综放小断面沿空留巷工程实践证明应用综放沿空留巷技术实施“Y”型、“J”型通风可从根本上解决高瓦斯综放工作面瓦斯超限问题。通过理论分析、实验研究和现场试验,本文率先在国内初步建立了由大断面、小断面沿空留巷组成的综放沿空留巷技术体系。按照作者提出的效益支护原则,创造性地利用锚网支护巷道垮落后形成的免(减)压区实施小断面沿空留巷,通过高强度预应力锚索、全锚高强度锚杆锚网支护及高水材料充填支护提高顶煤、顶板及煤帮自身支承能力,首次成功地实现了综放工作面大断面沿空留巷。综放沿空留巷技术研究成果的成功应用为综放工作面实现集约化高效生产开拓了新路。
温克珩[7]2009年在《深井综放面沿空掘巷窄煤柱破坏规律及其控制机理研究》文中认为煤炭是我国主要能源,随着煤炭的连续开采,浅、表部煤炭资源越来越少,目前已转向深部煤层的开采。为了提高综放开采煤炭的回收率,国内学者提出了采空区一侧回采巷道采用留窄煤柱沿空掘巷的方法。综放面窄煤柱由于受到动压的影响,其破坏规律异常复杂,这导致煤巷锚杆支护技术遇到极大的挑战。开展该项研究对降低煤炭开采损失、减少巷道支护和维护成本、提高经济效益、保证矿井安全生产等具有重要意义。本论文以甘肃靖远煤业集团公司魏家地煤矿为依托,采用现场试验、理论分析、数值模拟的综合方法对高应力煤柱的物理力学特性、破坏模式、受动压影响的煤体损伤及破坏规律、煤柱最优留设尺寸、支护方案优化设计进行系统的研究,目的是对综放面合理留设煤柱尺寸及其支护设计提供理论依据。通过对综放面沿空掘巷上覆岩体垮落运动规律的研究,基本顶初次来压形成“O-X”破断,基于综放沿空掘巷上覆岩体结构的关键块的观点,对该结构中的关键块的特征参数进行了研究。建立合理的分析模型,分析了综放沿空掘巷上覆岩体结构在巷道掘进前、掘进时、掘进后的稳定性,揭示了该类巷道围岩大变形受上覆岩体结构稳定性影响的规律。通过综合分析厚煤层综放沿空掘巷窄煤柱的力学状态和破坏机理,得出了综放面沿空煤体边缘依次为卸载松散区、塑性强化区、弹性变形区、原始应力区,并得出了沿空煤体边缘应力极限平衡区内任意一点的应力和屈服区宽度计算公式。窄煤柱处于边缘煤体支承压力降低区和沿空煤体屈服区,在沿空掘巷采动影响下,窄煤柱将受到破坏后再破坏,通过加强支护可以改善煤柱的破坏程度,保持煤柱稳定性,并探讨了窄煤柱宽度合理确定方法。通过对沿空掘巷围岩变形破坏规律及锚杆与围岩相互作用机理研究,认为:由于窄煤柱受上区段采空区侧向支承压力的影响,强度低,承载能力小,在本工作面的采动影响下窄煤柱发生变形破坏,将支承压力大部分转移到实体煤帮,使得实体煤帮的变形急剧增大,围岩难以控制,因此提高窄煤柱的稳定是控制沿空巷道围岩的关键。提出了沿空掘巷窄煤柱巷道围岩控制的基本原理。采用FLAC~(3D)对魏家地煤矿X1-107综放工作面两道进行了数值模拟研究,掌握极软、特厚孤岛综放工作面锚杆、锚索联合支护巷道的矿压显现规律和锚杆、锚索支护效果,确定合理的煤柱宽度、支护形式和支护参数。对魏家地煤矿X1-107工作面风巷和机巷围岩稳定状况、锚杆工况等进行了全面的监测,工程实践表明窄煤柱是沿空掘巷稳定的关键,加强窄煤柱的支护,既提高了窄煤柱承载能力,减少叁角块回转下沉,控制顶煤的下沉量,又维护了窄煤柱自身稳定,减少两帮相对移近量,保证巷道围岩整体稳定。X1-107工作面风巷、机巷顶板及两帮采用高强度螺纹钢锚杆支护、并对顶板采用小孔径预应力锚索加强支护,有效地保持了围岩稳定。
王联合[8]2014年在《大佛寺矿采区巷道围岩稳定性分析及支护技术研究》文中提出进行采区巷道围岩稳定性分析及支护技术研究具有非常重要的工程应用价值。本文以大佛寺矿40112工作面为依托，采用试验研究、理论分析和现场实践相结合的方法进行研究工作。主要结论是：（1）分析影响采区巷道围岩稳定性的多种因素，主要影响因素有工程地质因素和采煤技术因素。对有支护时的围岩应力、变形及巷道破坏情况做了弹塑性分析，通过减小围岩松动圈范围使之处于弹塑性变形力学状态，控制巷道围岩变形。（2）通过室内试验得到大佛寺矿煤岩的物理力学参数，为数值模拟提供有效的基础数据。通过X衍射试验得到40112工作面巷道底板岩石高岭石及Al2O3含量较高，严重影响采区巷道围岩稳定性。（3）工作面回采前，40112工作面采区巷道及切眼围岩松动圈范围都控制在2.0m之内，符合巷道支护要求。工作面回采后，回采动压对深部围岩裂隙发育影响较小，采动影响范围主要为巷道周边2.0m内，回采后裂隙较回采前发育，围岩表面0.5m范围内破碎严重，因此需要对顺槽围岩进行加固处理。（4）评价采区巷道现有支护方案，得到其不能满足安全回采要求。提出了采区巷道锁角钢管+注浆+树根桩+卸压槽底鼓综合治理技术理念，实践证明，提出的支护方案合理可行。
姚博[9]2018年在《孤岛综放面沿空窄煤柱合理宽度及其稳定性研究》文中认为近年来,随着煤矿开采技术的不断发展与完善,实施留窄煤柱沿空掘巷技术在生产中得到了广泛的应用,而且窄煤柱减少了区段煤柱损失,提高了煤炭采出率。然而孤岛综放面沿空巷道围岩稳定性相对于一般非孤岛综放面沿空巷道围岩的稳定性较差,矿压显现更加剧烈,同时护巷窄煤柱留设宽度的不合理将造成巷道严重变形与破坏,需要多次返修,不仅增加维修费用,而且对工作面安全生产造成隐患。本文以百盛煤矿3204孤岛综放面为研究背景,在总结和吸取前人研究成果的基础上,通过构建围岩结构力学模型、理论分析、数值模拟及现场工程实测等手段,对孤岛综放面的围岩结构特征、支承应力分布规律、护巷窄煤柱留设宽度及沿空巷道围岩的稳定性等进行各项研究。取得的主要研究成果如下:(1)3204孤岛综放面上覆岩层在垂直方向上呈对称“T”型结构,在工作面端头基本顶呈“铰接叁角板”结构。在此结构的作用下,孤岛综放面超前支承压力集中系数和侧向支承压力集中系数均较一般非孤岛综放面高。(2)基于孤岛综放面的围岩结构特征,建立了相应的沿空巷道围岩结构力学模型,并结合应力微分平衡方程进行了解析式的推导,得出了3204孤岛综放面沿空巷道边缘应力极限平衡区宽度X_0为1.03m。根据“内外应力场”理论,得出了3204孤岛综放面的内应力场范围S_0为11.6m。由此确定3204孤岛综放面沿空窄煤柱的理论宽度范围是4.12~7.4m。(3)数值模拟研究了孤岛综放面沿空巷道掘进期间和工作面回采期间,不同宽度煤柱条件下,煤柱帮及回采帮应力场、位移场和塑性破坏区的变化规律。随着护巷窄煤柱宽度的增加,其应力增加,承载能力逐渐增大,巷道围岩变形量逐渐减小。从工作面安全开采、煤炭回收率及经济效益的角度考虑,3204孤岛综放面沿空窄煤柱的合理宽度为5m。(4)对巷道围岩表面及深部位移、锚杆载荷的现场监测数据表明:3204孤岛综放面沿空护巷窄煤柱5m时,回采巷道两帮最大移近量为680mm,顶底板最大移近量为396mm,巷道支护设计满足安全生产要求。
陈江[10]2015年在《彬长矿区深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护设计研究》文中研究指明开展深埋煤巷围岩破坏机理及支护技术研究具有重要的意义,本文依托某矿403101工作面运顺支护项目,采用理论分析、室内试验、现场监测与测试和数值模拟相结合的方法,对深埋综放面煤巷围岩破坏特性及支护技术进行研究。主要内容和结论有:(1)采用室内试验对4#煤物理力学性质进行研究,得到4#煤物理力学参数。结合403101工作面运顺围岩破坏特征和矿区地应力测试结果,分析得到影响深埋煤巷围岩变形破坏的主要因素有围岩岩性、巷道埋深、水平应力大小、最大水平主应力与巷道轴向夹角、地质构造、回采动压及地下水。(2)采用现场监测评价原支护方案,结果表明巷道围岩发生大变形,锚杆(索)受力超过其设计抗拉强度,围岩松动圈范围超过锚杆长度,现有的支护方案不能满足要求。(3)结合深埋煤巷围岩破坏机理研究成果和支护设计原则,提出了采用空锚索孔卸压、补强锚杆(索)支护参数、锚杆采用木托盘和锚索采用槽钢加蝶形托盘让压的支护措施,采用理论计算与FLAC模拟计算得到锚杆(索)参数。(4)采用现场试验对403101工作面运顺支护方案的可行性进行验证,结果表明巷道围岩稳定,本文提出的支护方案可行,研究成果对矿区类似工作面巷道支护参数设计具有一定的参考价值。
参考文献：
[1]. 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
[2]. 综放面顶层巷小煤柱外错底层回风巷布置及其围岩稳定性研究[D]. 鲁伟. 太原理工大学. 2010
[3]. 综放工作面巷道围岩稳定性研究[D]. 李东勇. 太原理工大学. 2004
[4]. 龙马煤业3305工作面运输巷沿空掘巷围岩稳定性分析及控制技术研究及支护技术研究[D]. 刘军. 河南理工大学. 2014
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