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厚煤层留顶煤巷道围岩稳定是一类维护相对特殊的问题,制约矿井安全生产。以鲍店煤矿7302辅运巷道为研究对象,沿底掘进留近5m顶煤;巷道处于两侧非对称状态,分别为实体煤和40m边界大煤柱。顶板以深2m范围内煤体裂隙发育,同时顶煤较深处出现离层;边界煤柱侧高帮矿压显现较实体煤侧破碎严重。通过前期现场调研和实验室试验测定煤岩试件物理力学参数,结合理论分析和数值模拟方法,提出高效长锚固大间排距控制技术,并在工业性试验中成功实践。得出以下主要结论:(1)建立了力学离层计算模型,研究7302辅运巷道顶煤离层机理,利用力的叠加原理计算各分层总挠度,判断各层挠度差值确定层间是否发生离层现象;创新利用Matlab软件分析在相同开挖条件下巷道不同跨高比对顶煤稳定性的影响,巷道顶煤浅部垂直应力呈“M”形分布,得出跨高比在低于1.33时易维护,反之较难维护;采用Matlab模拟巷道开挖后在大边界煤柱的影响下,结果显示煤柱侧垂直应力水平高于实体煤侧。(2)FLAC3D模拟结果显示,在边界煤柱内应力分布状态主要由巷道开挖和采空区两个主要因素决定;在不同顶煤厚度下,沿模型X方向应力分布趋势大致相同,细微区别仅限于垂直应力峰值大小及位置;无论哪种顶煤条件,在0~3m层位内顶板下沉量均较大,4~6m层位内顶板下沉量较小,表现出3m是关键层位,在3m层位之上的煤体物理性质同岩体相似。(3)高效长锚固大间排距控制技术较矿原支护在发挥单根锚杆效能方面优势更加明显。模拟结果显示3.0m锚杆支护分案较2.4m锚杆支护方案在顶板浅层应力水平高出0.5MPa,护表能力提升;在顶板表面下沉来看,3.0m锚杆和2.4m锚杆方案较无支护下顶板下沉缓和比分别为34.2%和23.8%,长锚杆维护效果良好。(4)在工业性试验中,3.0m大锚杆支护试验段顶板较原支护段内顶板表面完整,在掘进和回采期间顶煤内部未发现明显离层,顶煤煤体内生裂隙较少且集中在浅表内,相对原支护方案段煤体完整性良好;在回采期间,大锚杆支护段顶板最终下沉量约为40mm~50mm,原支护段顶板最终下沉量约为100mm~150mm,顶板下沉量明显缓和。该论文有图61幅,表9个,参考文献98篇。