摘 要
为解决煤与瓦斯突出矿井的上隅角瓦斯超限问题,结合山西华润大宁矿的生产地质条件,提出采用高水材料进行巷旁充填的分段沿空留巷技术思路,实现工作面的偏 Y 型通风.为保证沿空留巷巷道围岩的稳定性,通过理论计算、数值模拟和现场实践的方法,对厚煤层分段沿空留巷上覆岩层的活动规律、围岩的稳定机理及控制技术进行了研究,得到以下结论:
(1)基于钱鸣高院士提出的关键层理论,结合试验矿井生产地质条件,对分段沿空留巷上覆岩层中的关键层的位置及周期破断形式进行了分析,得出关键层Ⅰ的小周期来压对巷道围岩变形影响不大,关键层Ⅱ的大周期来压对巷道围岩变形影响较大,关键层Ⅱ为分段沿空留巷的主控岩层,为类似矿井实施分 段沿空留巷确定合理的联络巷间距提供了理论依据.
(2)建立了巷旁复合承载结构的力学模型,得出了巷旁充填体留巷初期和后期的支护阻力计算公式,并对充填体的抗水平滑移的机理进行了分析,经过理论推导得出留巷宽度的取值上限计算公式,以及巷旁充填体宽度的下限计算公式.
(3)使用 FLAC3D数值模拟软件,研究并分析了分段沿空留巷的围岩应力分布及变形情况,研究表明,充填体上方应力在距工作面后方 60m 左右处达到最大值,巷道围岩变形速度在相同位置处达到峰值,为防止巷道围岩变形过大造成巷道围岩难以控制,分段沿空留巷应在围岩应力达到峰值前结束. (4)针对围岩控制的三个薄弱环节,根据"控顶强帮"的围岩控制原理,提出采用高强度高预应力锚杆支护巷道顶板,并在肩角处布置斜拉锚索,在帮部采用高强度高预应力让压锚杆支护,在采动高应力作用期间,使用单体液压支柱进行加强支护.
该论文有图 41 幅,表 9 个,参考文献 100 篇.
关键词:巷旁复合承载结构,分段长度,沿空留巷,托顶煤,巷道支护
Abstract
In order to solve the gas exceeding limit of the upper corner of the mine with coaland gas outburst. Combining with the production geological conditions of HuarunDaning Mine in Shanxi Province, this paper puts forward the technical idea of phasedgob-side entry retaining by filling roadside with high-water material. Andimplementing shifting Y-type ventilation in working face. In order to ensure the stabilityof surrounding rock of gob-side retaining roadway, through theoretical calculation,numerical simulation and field practice, the movement law of overlying strata, stabilitymechanism and control technology of surrounding rock in phased gob-side retainingroadway with large mining height are studied, and the following conclusions are drawn.
(1) Based on the theory of key strata put forward by academician Qian Minggaoand combined with the production geological conditions of the test mine, the positionand periodic breakage form of key strata in the overlying strata of the phased gob-sideretaining roadway are analyzed. It is concluded that the small periodic weighting of keystratum I has little effect on the deformation of surrounding rock of roadway, and thelarge periodic weighting of key stratum II has great influence on the deformation ofsurrounding rock of roadway. Key stratum II is the main control stratum of phased gobside entry retaining. It provides a theoretical basis for similar mines to implementphased gob-side entry retaining to determine reasonable spacing of contact roadways.
(2) The mechanical model of the composite bearing structure is established, andthe formulas for calculating the support resistance of the filling body near the roadwayat the initial and later stages of retaining roadway are obtained. And the mechanism ofanti-horizontal slip of filling body is also analyzed. Through theoretical deduction, theupper limit formula of retaining roadway width and the lower limit formulas forcalculating the width of filling body beside roadway is obtained.
(3) By using FLAC3D numerical simulation software, the stress distribution anddeformation of surrounding rock in phased gob-side entry retaining are studied andanalyzed. The results show that the stress above the filling body reaches its maximumat about 60 meters behind the working face, and the deformation velocity of thesurrounding rock of the roadway reaches its peak at the same position. In order toprevent the deformation of surrounding rock of roadway from being too large to control,phased gob-side entry retaining should be completed before the peak stress ofsurrounding rock reaches.
(4) In view of the three weak links of surrounding rock control, according to theprinciple of surrounding rock control of "roof control and strong slope", the paperproposes to use high-strength and high-prestressing bolt to support the roof of roadway,and to arrange cable-stayed anchor at shoulder angle, and to use high-strength and highprestressing concessional bolt to support the side, and to use single hydraulic prop tostrengthen the support during the period of mining high stress.
There are 41 figures, 9 tables and 100 references in this paper.
Keywords: roadway side composite bearing structure; phased length; gob-side entryretaining; top coal; roadway support
目 录
摘 要 ............................................................ I
目 录 ........................................................... IV
图清单 ......................................................... VIII
表清单 ........................................................... XI
变量注释表 ...................................................... XII
1 绪论 ............................................................ 1
1.1 研究背景及意义................................................. 1
1.2 国内外相关研究现状............................................ 3
1.3 研究内容与技术路线................................................. 8
2 分段沿空留巷围岩稳定机理研究 ................................... 10
2.1 工作面生产地质条件.............................................10
2.2 分段沿空留巷围岩稳定性分析.....................................13
2.3 巷旁支护阻力理论计算...........................................19
2.4 本章小结.......................................................24
3 分段沿空留巷围岩控制技术研究 ................................... 26
3.1 分段长度对围岩稳定性的影响.....................................26
3.2 充填体宽度对围岩稳定性的影响...................................32
3.3 充填体强度对围岩稳定性的影响...................................36
3.4 本章小结.......................................................37
4 沿空留巷巷内支护技术研究 ....................................... 39
4.1 沿空留巷巷内支护技术...........................................39
4.2 沿空留巷巷内支护原理...........................................41
4.3 沿空留巷巷内支护数值模拟分析...................................42
4.4 本章小结.......................................................46
5 工业性实验 ..................................................... 47
5.1 沿空留巷围岩控制方案...........................................47
5.2 沿空留巷施工工艺...............................................49
5.3 巷道矿压监测及分析.............................................51
5.4 通风瓦斯情况...................................................56
5.5 技术效益分析...................................................56
5.6 本章小结.......................................................57
6 主要结论 ....................................................... 59
参考文献 ......................................................... 61
作者简历 ......................................................... 67
学位论文原创性声明 ............................................... 68
学位论文数据集 ................................................... 69
1 绪论
1.1 研究背景及意义(Research Background and Significance)
随着科学技术的进步和煤炭开采设备的发展,在神华、同煤、潞安等矿区涌现出了一大批高产高效集约化矿井,个别矿井的年产量已经达到 1000 万吨以上.由于综合机械化采煤工作面推进速度快,瓦斯涌出量大,在工作面回风流处常出现瓦斯集聚效应,特别是会发生上隅角瓦斯浓度超限[1~3],从而制约了工作面的正常推进速度,不利于矿井的高产高效安全生产.
为解决工作面上隅角瓦斯超限问题,通常采用增大工作面供风量、采空区埋管抽放等一些治理方法[4~5].在晋城矿区通过多年的生产实践经验,通常采用瓦斯抽放尾巷来解决工作面上隅角瓦斯超限问题.即通过在工作面后方搭接木垛贯通采空区,风流经采空区、联络巷与瓦斯抽放巷形成一个完整的通风回路,如图 1-1 所示.
但在顶板旋转下沉的作用下,支护强度较低的木垛极易发生失稳破坏,造 成采空区矸石涌向巷道造成巷道堵塞,通风效果差,上隅角和采空区瓦斯不能有效排放,如图 1-2 所示.同时新版《煤矿安全规程》已明确规定采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或者冒顶区,因此必须寻求新的方法来解决上隅角瓦斯排放问题.
为此,本文针对山西华润大宁矿 3401 顺槽大采高、留巷段维护距离长等特点,提出使用高水材料构筑巷旁充填体进行分段沿空留巷[6~7]的技术思路,留巷后工作面采用偏 Y 型通风.分段沿空留巷即在工作面推进后将工作面后方至联络巷之间的一段瓦斯尾巷保留下来,当工作面推进到下一个联络巷时,密闭原先的瓦斯尾巷,打开下一个联络巷,开始下一分段的沿空留巷.生产期间,维护好两个联络巷之间所保留的巷道即完成任务.分段沿空留巷技术思路如图 1-3所示.
相比传统的沿空留巷,分段沿空留巷具有如下特点:
(1)留巷长度较短,仅保留下两个联络巷之间的巷道即可,通常不超过150m[8];
(2)留巷目的不同,能隔绝采空区并实现降低上隅角瓦斯浓度即可,而传统的沿空留巷需要满足工作面二次回采时巷道的正常使用要求;
(3)成本要求较低,留巷在分段长度内仅受几个周期来压的影响,用后即弃,留巷段能满足工作面在两个联络巷之间内正常生产即可.
因留巷用途不同,对顶板稳定性和巷道断面的要求也不同,其围岩稳定机理需要进行进一步的研究认识.厚煤层分段沿空留巷围岩控制技术研究,通过研究沿空留巷沿巷道轴向的上覆岩层活动演化规律,确定合理的分段长度,减少巷道支护和维护成本,不仅可以有效降低工作面上隅角瓦斯含量,改善工人劳动条件,也是适应《煤矿安全规程》取消尾巷,优化单一煤层工作面通风系统的一次有益尝试.
1.2 国内外相关研究现状(Related Research Status at Home andAbroad)
1.2.1 上覆岩层活动规律研究
为研究采场上覆岩层活动规律,国内外学者提出了关键层理论、"砌体梁"力学模型、关键块体的"S-R"稳定原理[9~12]等.基本顶初次来压形成"O -X"破断,沿空留巷布置在周期来压形成的弧形三角块下方,弧形三角块的运动状态、破断位置及是否再次破断对沿空留巷围岩的稳定性起到决定性的作 用[13~17].
栾恒杰[18]等学者分析了沿空留巷矿压显现呈现出的强烈区和缓和区周期性交替显现现象与工作面端头上方弧形三角块之间的关系.通过研究发现,巷道矿压显现强烈区出现在弧形三角块最大悬顶距对应位置处,并且随着工作面的回采矿压强烈区以周期来压为步距向前跳跃移动.以东滩煤矿 3203 工作面为工程背景,对弧形三角板的位置预测方法进行了验证,并针对沿空巷道提出了不 同阶段使用不等强的巷内支护方式.
李化敏教授[19]分析了沿空留巷顶板岩层前期、过渡期及后期三个时期的活动规律.前期顶板下沉量小,下沉速度较慢;过渡期顶板下沉速度加快,下沉量大,是留巷围岩最难控制的时期;后期顶板由于受到采空区矸石支撑,下沉速度趋于稳定.
通过矿压监测分析和相似模拟试验,马金龙等学者[20~21]对沿空留巷顶板活动规律进行了分析,研究认为:巷旁充填体无法阻止基本顶的旋转下沉,但是选择合理的巷旁支护参数可有效切断巷旁充填体采空区侧的顶板,维护巷道围岩的稳定.试验表明,在工作面后方 60m 范围内顶板活动最剧烈,超出这个范围围岩变形趋于稳定;顶板下沉量与采高成正比,一般为采高的 10%~20%.
通过现场实测和理论分析,阚甲广[22~23]等人研究了基本顶的活动规律与直接顶力学参数的关系,围岩级类越低,基本顶断裂深度越大;基本顶的回转角、顶板垮落角随直接顶厚度的增加而减小.
王红胜[24]提出了沿空巷道老顶的四种断裂结构形式,通过动载效应数值分析认为,基本顶的断裂回转下沉对充填体的稳定性影响最大,建立了"软+硬"的窄帮力学模型,并阐述了该结构与顶底板之间协调作用的机理.
柏建彪教授[25~28]对沿空掘巷不同阶段时基本顶弧形三角块结构的稳定性进行了分析,并提出采用高强锚杆支护可有效控制沿空巷道围岩的稳定性,针对不同的地质条件提出了煤柱宽度的确定方法.
谢文兵[29~32]等学者研究了综放沿空留巷基本顶断裂位置、巷旁支护和巷内支护等对沿空留巷围岩稳定性的影响.研究结果表明,保证顶煤及顶板的稳定是沿空留巷围岩稳定的关键.
陈勇等学者[33~34]分析了巷旁支护体在沿空留巷 3 个阶段的受力和变形情 况,认为巷旁支护体应在周期来压前达到切顶阻力切断采空区侧向顶板;在顶板剧烈活动期间支护体应具有较大的变形能力,在顶板稳定后有较高的后期强度能够支撑顶板,维护巷道围岩的稳定性.
李胜[35]利用损伤力学和能量守恒理论对综放沿空留巷的顶板下沉活动规律进行了研究,建立相应的力学模型,推导出顶板下沉量的理论计算公式,提出采用巷内耦合支护技术对综放沿空留巷巷道进行支护.
李迎富[36~37]将沿空留巷后期的顶板下沉视为给定变形,建立对应的力学模型,采用变分法推导出顶板下沉量的计算方法,研究分析了各影响因素对顶板下沉的影响,通过工程实践验证了力学模型的可行性,并提出采用"分期联合支护"的巷内支护技术和"超前复合加固"的巷旁支护技术.
卢小雨[38]采用正交数值模拟的方法分别对影响巷道顶板下沉量、底鼓量、煤帮变形量的各主要影响因素进行了分析,利用能量法和变分法对直接顶的稳定性进行了分析,并对巷旁支护阻力进行了计算,提出了深井大断面沿空留巷围岩控制的原则.
张自政等人[39]利用位移变分法对沿空留巷顶板的下沉量进行了研究,充填体上方直接顶受工作面液压支架反复支撑作用影响,裂隙发育,导致强度降低,充填体上方的顶板在基本顶剧烈活动过程中还有可能会发生离层和弯曲下沉,甚至垮冒,导致留巷失败.研究[40]还表明,工作面埋深、巷道顶底板的力学性质及沿空留巷的支护参数不仅会影响充填体自身的承载作用,而且会影响充填区域直接顶的载荷传递.
韩昌良[41]利用叠加岩梁的原理建立力学模型,对沿空留巷顶板的离层情况进行了分析,锚固区内顶板离层通过合理的支护阻力可得到约束.
唐建新[42]分析了顶板离层与顶板变形的关系,通过理论推导得出顶板发生离层的临界值计算公式,阐述了顶板离层失稳机理.
杨绿刚[43]利用数值模拟软件分析了深井大采高采场上覆岩层活动规律,并分析了煤帮弱结构对直接顶稳定性的影响,提出使用高强高预应力锚杆和桁架锚索对深井大采高巷道协同支护.
此外,还有众多的学者对沿空留巷上覆岩层的活动规律做了大量的研究,得出了相应的研究成果,推动了沿空留巷技术的发展和推广[44~46].上述研究基本能将基本顶活动规律和稳定状况与其下方直接顶(煤)、充填体和煤柱帮的应力、变形情况结合起来,但是对上覆岩层的围岩应力演化规律缺乏研究,因此有必要针对分段沿空留巷的围岩变形规律和破坏机理进行研究,以期为分段沿空留巷的支护参数提供理论依据.
1.2.2 巷内支护技术研究
随着采煤工艺和技术的进步,一次性采全高和综放开采矿井数量增多.在对大采高工作面采用沿底留顶煤和综放开采的巷道进行沿空留巷时,充填区域的顶煤由于在液压支架反复支撑下,强度降低,且节理裂隙发育,顶煤极易沿采空区侧运移发生抽冒事故.对于这类的托顶煤巷道控制,近年来国内外研究学者进行了广泛与深入的研究,主要成果如下:
张日林等[47]针对大断面托顶煤巷道顶板浅部破碎、深部出现离层和上覆岩层总体剧烈下沉的问题,通过数值模拟的方式对巷道顶板锚杆索耦合支护方案进行了分析与优化,并通过现场试验证明了优化方案的合理性.
杨久云等[48]对大断面巷道顶板失稳机理进行了研究,提出加强巷道顶板围岩强度与悬吊浅部围岩的控制原则,证明了锚杆索支护技术对于大断面巷道顶板控制的可靠性,并对张双楼煤矿井下大断面巷道顶板锚杆索支护应用实例进行剖析与总结,提出托顶煤巷道支护方案的选择依据.
陈建明[49]通过力学分析揭示了托顶煤巷道顶板破碎离层发生过程,阐述了锚杆索支护控制托顶煤巷道顶板稳定的控制机理,并提出锚杆索匹配支护技术.
肖同强[50]通过运用数值计算、理论分析与相似模拟试验等方法,对深部托顶煤巷道所处构造应力分布特征进行分析,并以此为基础提出"高强锚杆+斜拉锚索+肩角锚杆"托顶煤巷道支护技术,并以工业试验验证了该技术的可行性.
王琦[51]以赵楼煤矿深部托顶煤巷道顶板围岩离层严重、下沉明显与变形持续等问题为研究背景,综合采用理论分析、数值计算与力学分析等研究手段对托顶煤顶板失稳因素,如围岩强度、围岩应力大小与支护强度等进行分析,阐述了深部托顶煤巷道的破坏机理,并提出了相应的控制技术.
赵国贞等人[52]综合运用力学试验、理论分析及现场试验等研究手段,建立了松散覆岩厚煤层沿底掘进巷道顶板失稳力学模型,得到了煤层强度、支护强度、锚杆长度等多因素耦合作用下的弯矩组合方程,给出了托顶煤巷道顶板承载结构失稳的判定依据.
大量的沿空留巷实践[53~55]表明,选择锚杆支护作为沿空留巷巷内支护,可以显着提高沿空留巷围岩的整体强度和保证沿空留巷围岩稳定.
张琦[56]等人分析了锚杆预应力支护对巷内支护的影响,研究表明,高预应力锚杆配合锚索支护能有效控制围岩变形,并开发了基于锚杆预应力承载结构的沿空留巷巷内支护技术.
张镇[57]利用 FLAC3D数值模拟软件分析了锚杆支护的作用机制,提出锚杆支护设计选型的原则,工业性试验表明使用高强度高延伸率锚杆支护可有效控制巷道围岩变形.
康红普院士[58]以淮南谢家集第一煤矿为工程背景,工程实践表明合理的巷内支护和巷旁支护配合单体液压支柱进行加强支护可有效控制深部沿空留巷大变形,并分析了巷内支护与巷旁支护相互作用的关系,提出深部沿空留巷围岩控制原则.
煤科总院根据巷道围岩的强度、结构和应力这三个要素,结合工程实践,对锚杆(索)在支护构件及其配件方面的支护作用进行了细化研究[59~63],如锚杆(索)杆体、托盘和锚固剂等,得出了各个组件在巷道围岩控制中的作用机制,通过研究,对各组件的支护性能进行了优化,提高了锚杆支护在各种复杂条件下的适用性.
姜鹏飞等人[64]以贺西煤矿 3311 工作面为工程背景,模拟分析了工作面不同回采阶段巷道围岩应力分布及变形特征,研究表明采动影响对充填体的变形影响大于充填体受力对其的影响,采用巷内、巷旁联合支护后,通过优化施工工艺,使沿空留巷能在二次回采时满足使用需要.
沿空留巷巷内支护技术经过多年的发展[65~67],已形成了系统的锚杆支护技术,在多种复杂条件下锚杆支护可有效控制巷道围岩变形,保障了煤炭安全生产和提高煤矿采出率,也促进了沿空留巷支护技术的较快发展.
1.2.3 巷旁支护技术研究
沿空留巷巷旁支护早期主要采用木垛、矸石带与混凝土砌块等材料进行巷旁支护,但由于劳动强度高、巷旁支护强度低且采空区隔离效果差,巷旁支撑体的构筑速度不及工作面推进速度,严重制约了工作面的推进速度,现已逐渐被淘汰[68~69].目前,主要采用膏体材料和高水材料进行巷旁充填,支撑强度高,采空区密闭效果好,由于可长距离输送,机械化程度高,降低了工人的劳动强度,提高了生产效率.
张源源等人[70]系统分析了不同材料构筑的巷旁充填体对围岩控制的影响,研究发现,普通混凝土构筑的巷旁支撑体初凝时间长,且初期强度低,严重影响巷旁支护体的稳定性;而使用膏体材料和高水材料构筑的充填体,其初期强度高,构筑后增阻速度快,具有显着的塑性特征,是构筑巷旁充填体的理想材料.
孙春东、冯光明等学者[71-74]通过大量的实验探索,发明了具有速凝早强、抗变形能力强的新型高水材料,工程实践表明,新型高水材料较原高水材料的强度在构筑各时段平均提高 50%以上,具有广阔的应用前景.
申玉三[75]等人在鲁西煤矿提出基于钢管混凝土墩柱的新型沿空留巷施工工艺,完善了墩柱架设等施工工艺流程,该工艺的成功应用,很好的保证了留巷的完整性,围岩控制效果良好.
巷旁支护技术的重点是确定巷旁支护阻力[76~79],国内外学者建立了不同的巷旁支护阻力计算力学模型,主要有:分离岩块力学模型[80]、顶板倾斜力学模型[81]、矩形叠加层板弯矩破坏力学模型[22]、煤体极限平衡梁力学模型、弹性薄板条力学模型等,并依据不同的生产地质条件用平衡理论得到了不同条件下的巷旁支护阻力计算公式. 柏建彪教授根据煤体极限平衡梁的力学模型[82],分析了沿空留巷基本顶的垮落规律,推导得出膏体材料各关键参数的计算公式,通过工程试验验证了理论推导的正确性.
常庆粮等人根据采场顶板弹性薄板理论[83],分析了采场顶板与沿空留巷支护体的相互作用机理,得到了应力极限状态下平衡区宽度的计算公式,确定了沿空留巷的充填体宽度.
研究表明[84~88],沿空留巷巷旁支护体的稳定性受巷道埋深、尺寸、直接顶和基本顶的厚度、强度等多方面的因素影响,巷道埋深越浅,断面尺寸越小,基本顶的厚度越大,强度越高,充填体的稳定性越强.
宁建国[89]等学者分析了坚硬顶板条件下巷旁充填体控制围岩变形的机理,提出采用上软下硬的巷旁支护形式进行留巷,即在留巷初期充填体应具有足够的可缩量保持充填体的完整性,在留巷后期要具有足够的切顶阻力切落顶板,工业性试验表明,该巷旁支护技术能较好地维护坚硬顶板条件下的沿空留巷巷道围岩.
周保精[90]运用多种实验手段,系统研究了巷旁充填体与巷道围岩协调变形的机理,使用柔性材料进行接顶的充填体上方应力均匀分布,降低了充填区顶板下沉量,提高了充填体的稳定性.
此外,针对沿空留巷巷旁支护技术的研究,国内外还有众多的学者进行了相关研究[91-93],大部分基于上覆岩层的运动特点,重点研究不同的巷旁支护体参数对上覆岩层稳定性的影响,主要通过增大充填体的宽度和强度来控制围岩的稳定性,未充分考虑到支撑体所处的围岩环境,对充填体与充填区上方的直接顶和下方的直接底之间相互作用的关系研究较少.
1.3 研究内容与技术路线(Research Contents and Technical Route)
1.3.1 主要研究内容及方法
结合大宁矿的生产地质条件,采用理论分析、数值模拟和现场试验相结合的方法和手段,对厚煤层分段沿空留巷的围岩控制技术进行研究,具体开展以下研究内容:
(1)运用关键层理论对分段沿空留巷的上覆岩层活动规律进行研究,判断出控制分段沿空留巷围岩稳定的主控岩层;建立巷旁复合承载结构的力学模型,推导得出保持主控岩层围岩稳定所需的留巷宽度和巷旁支护体参数的计算公式.
(2)运用数值计算的方法,分析了分段长度、充填体宽度和强度对分段沿空留巷围岩应力分布和变形的影响.
(3)揭示了托顶煤沿空留巷围岩失稳机理,针对性地提出相应的围岩控制技术,并运用数值模拟软件分析不同的支护方案对分段沿空留巷围岩稳定性的影响.
(4)结合试验矿井地质条件,将理论分析和数值计算分析所得成果应用于现场实践,通过对巷道的矿压观测进行分析,验证理论分析的正确性.
…………由于本文篇幅较长,部分内容省略,详细全文见文末附件
6 主要结论
为解决上隅角的瓦斯超限问题,本文依据华润大宁矿 3401 顺槽大采高、留巷段维护距离长等特点,提出了厚煤层分段沿空留巷的技术思路.通过理论分析、数值计算和现场实践的方法,研究了厚煤层分段沿空留巷上覆岩层的活动规律,建立了"顶板-顶煤-充填体-底板"的复合承载结构力学模型,分析了分段长度、巷旁支护参数对巷道围岩稳定性的影响,提出了分段托顶煤巷内留巷的巷旁支护和巷内支护技术,通过工业性试验验证了厚煤层分段沿空留巷的围岩活动规律.论文得到以下主要结论:
(1)基于钱鸣高院士提出的关键层理论,结合大宁矿顶板上方钻孔柱状图,分析得出沿空留巷顶板上覆岩层中的关键层,并计算出各关键层的初期来压和周期来压.通过对关键层的周期破断形式进行分析,并结合现场矿压现象,得出关键层Ⅰ的小周期来压对巷道围岩变形影响不大,关键层Ⅱ的大周期来压对巷道围岩变形影响较大,分段沿空留巷应在关键层Ⅱ周期大压来临前结束.
(2)通过建立巷旁复合承载结构的力学模型,得出了巷旁充填体留巷初期和后期的强度计算公式,并对充填体的抗水平滑移的机理进行了分析,经过理论推导得出留巷宽度的取值上限计算公式,以及对应留巷宽度下巷旁充填体宽度的下限计算公式.
(3)使用 FLAC3D数值模拟软件,研究了不同充填体宽度条件下工作面后方的围岩应力分布及变形情况.研究表明,充填体上方应力在距工作面后方60m 左右处达到最大值,巷道围岩变形速度在工作面后方相同位置处达到峰 值,为防止巷道围岩变形过大造成巷道围岩难以控制,分段沿空留巷应在围岩应力达到峰值前结束.
(4)巷旁充填体的承载能力随着充填体宽度的增加而增强.充填体宽度为0.8m 或 1.0m 时,巷旁充填体进入残余强度阶段,沿空留巷围岩变形失稳.当巷旁充填体宽度在 1.2m 以上时,承载能力显着增强,但随着巷旁充填体宽度的进一步增大,顶底板移近量和两帮移近量减小的幅度趋缓.在巷旁充填体的宽度超过 1.2m 时,它能较好地维护留巷围岩的稳定性.
(5)针对留巷围岩控制的三个薄弱环节,根据"控顶强帮"的围岩控制原理,采用高强度、高预应力锚杆支护巷道顶板,并在肩角处布置斜拉锚索,在帮部采用高强度高预应力让压锚杆支护,在采动高应力作用期间,使用单体液压支柱进行加强支护.加强支护对顶板下沉量和底鼓变形量影响较大,补强支护对煤柱帮的变形影响较大.
(6)现场矿压观测表明,工作面后方围岩变形可分为快速变形和缓慢变形两个阶段.随着距工作面后方距离的增大,充填体上方载荷和锚杆载荷逐渐增 大,受采空区冒落矸石支撑,变化速率逐渐减小.采用分段沿空留巷后,在工作面 60m 范围内巷道围岩控制效果良好,巷道断面能够满足工作面回风需要,巷旁支护及巷内支护设计合理.同时改善了工作面的通风系统,提高了工人的劳动条件,取得了较好的技术经济效益.
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