中国矿业大学(北京) 能源与矿业学院中国矿业大学(北京) 共伴生能源精准开采北京市重点实验室中国矿业大学(北京) 煤炭安全开采与地质保障国家级实验教学示范中心
为解决某矿在高应力软岩条件下巷道变形严重,难支护等问题,采用理论计算,数值模拟和现场实测等方法对巷道布置方式和支护方式进行优化,采用错层位沿空掘巷巷道布置方式,建立三个铰接岩块间力学模型,确定了作用在煤柱上应力及应力集中系数,进而建立了缓斜中厚煤层采空实体煤侧力学模型,通过理论推导、计算得出极限平衡区宽度,确定了沿空掘巷巷道位置,并提出了“相邻巷道联合支护技术和非对称控制技术”相结合的综合围岩控制技术。研究结果表明:作用在煤柱上的应力为55.71 MPa,应力集中系数为4.60,进而得出煤层垂向应力集中系数分量4.33、倾向应力集中系数分量1.57,极限平衡区宽度为11.35 m,确定煤柱宽度为5m,数值模拟显示采用错层位综合围岩控制技术,1218回风巷顶板垂直应力大于原岩应力,可承载一部分上覆岩层重量,而传统巷道支护垂直应力低于原岩应力,说明顶板已较为破碎,不具备承载能力,传统支护右帮低于原岩应力,围岩破碎。两种支护方式煤柱均发生破坏,采用综合围岩控制技术顶板有一部分未发生破坏,右帮破坏范围小,采用传统支护顶板破坏范围较大,右帮破坏大,说明采用综合围岩控制技术可提高围岩强度和抗破坏能力。通过现场监测,在巷道掘进75 d后围岩变形量减缓。顶板最大下沉量为74 mm,底鼓量最大为32 mm,煤柱帮侧内移量最大为58 mm,实体煤帮侧最大内移量为45 mm,说明采用综合围岩控制技术可有效控制围岩变形量。
主办单位:煤炭科学研究总院有限公司 中国煤炭学会学术期刊工作委员会