综放异形煤柱沿空留巷围岩松动圈演化与控制
综放沿空留巷围岩变形特征的试验研究

输顺 槽为梯形断面 .顶 宽为 4 .m.底宽 为 4 0 .mt 6 高为 28m,原 为 字钢梯 形棚支 护。沿空 留巷前 . 【 改 为锚杆 加锚索支护 ,留巷 时采空删进 行 20m 宽 , 的巷 旁充填 。锚杆 为 2 螺纹钢 锚杆 .顶 板有 2 mm
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力学 T 程 学报
20 02址
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3
1 模 拟 锚 杆 受 拉 特性 mm 5
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由—常 村煤矿采 掘安排 限制 ,综放 沿空 留巷 第 r
一
模 拟试 验 在 中 国矿 业 大 学岩 控 中心平 面 应变 模型架上进 行 ,模 型架 的几伺 尺寸为 : KX宽 X高 =3 . mX04mX1 5 2 . 8 . m。根 据巷道几何 尺寸和 采深 情况 ,模 拟试验 的几何 比定为 1: 5 2 。模 型的几何 状态 、加载系统 、巷道布 置 、测点布置情 况见 图 1 。 充填带 的抗压强度 在模型 1 中取 =4MP , a 在模 型 2中取 o =6MP 。模 拟顶底 板岩 层时 ,采 - a 用砂 子为骨 料, 以碳酸钙 、石膏 为胶 结料 模拟煤 层时在上述 相似材料 中加一定 比例 的粉 煤灰 。以岩 的抗 压强度 为主要相 似基准 ,满 足强度 相似 和外
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第2 巷 1
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综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律

综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律王金安 韦文兵 冯锦艳北京科技大学土木与环境工程学院,北京100083摘 要 研究了不同煤柱宽度时综放沿空异形煤柱锚网支护留巷系统围岩应力分布和破坏特征.揭示了煤体边缘水平应力和垂直应力峰值不耦合的规律以及巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同而演化的轨迹.深入探讨了综放沿空留巷岩石力学系统的控制变量,并根据控制变量的取值对系统稳定性区域进行了划分,对不同煤柱宽度时的巷道系统稳定性进行了综合分析和评价,对综放沿空留巷合理护巷煤柱宽度提出了建议.提出并实施了“以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅”的综合控制技术.关键词 综放;异形煤柱;沿空留巷;力学场;系统稳定性分类号 TD 322收稿日期:20041125 修回日期:20050311基金项目:高等学校博士学科点专项科研基金资助项目(No.20040008025)作者简介:王金安(1958—),男,教授,博士生导师 沿空留巷技术有利于合理开发煤炭资源,减少巷道掘进量,改善矿井采掘接替的紧张局面和巷道维护状况[12],在实践中得到广泛应用[36].本文涉及综放异形煤柱沿空留巷矿压演化规律问题.异形煤柱是指沿巷道走向方向煤柱宽度发生变化且在综放采场一侧和巷道一侧的高度不对称.煤柱宽度的变化涉及尺度效应和形态效应两方面问题:一方面,煤柱尺寸不同,煤柱中所包含的物质缺陷使得煤柱的承载能力、变形与强度特征不同,这是由煤柱本身的物理、力学性质所决定的,是一种狭义的尺度效应,与外界的力学环境无关;另一方面,在实际工程中,随着煤柱尺寸的不同,整个煤柱上作用的载荷分布、围岩的约束状态发生改变,表现为承载能力不同.在这种情况下,不同尺寸煤柱的强度和稳定性与煤体自身的强度和开采环境相关,这种意义下的尺度效应和形态效应则是广义的.本文研究了这种广义条件下随煤柱宽度和形态变化,异形煤柱沿空留巷岩石力学系统的矿压分布和变化规律以及围岩变形特征,揭示了巷道顶板应力峰值随煤柱宽度不同而演化的轨迹.异形煤柱沿空留巷与围岩、支护及其工程地质、自然环境共同组成了一个特殊的岩石力学系统[78].研究系统稳定性的关键是找出系统的控制变量,因为它控制着系统的结构形式、演化过程及其稳定性[7].因此本文在异形煤柱沿空留巷系统力学场分析的基础上,从系统学的角度对其稳定性进行研究,指出了系统的控制变量及其保持系统稳定的变化范围,从而通过合理设置控制变量的变化范围来达到控制系统稳定性的目的.1 数值计算模型某煤业公司红会四矿4702工作面是综合机械化放顶煤开采的工作面.其上部以北为4604工作面,原设计为综采放顶煤工作面,但在施工过程中遇见空巷、空棚,并经探测区内仍有非正常区,已无法按原设计进行综放开采,所以调整为先综放开采下区段的4702工作面.两工作面之间有一定宽度(5~30m )和长度(约300m )的异形煤柱相隔(图1).4604运输机巷所在的一层煤为单斜煤层,厚度9m ,煤层倾角15~28°,平均20°,巷道在沿空范围的长度约300m ,区内无明显的断裂构造.由于开采顺序的改变,使得4604运输机巷成为了沿空留巷.4604机巷为锚网支护巷道,巷道高219m ,宽317m.顶板采用<14mm 快硬水泥金属锚杆,长度118m ,局部顶锚长212m ,锚杆间距018m ;巷道两帮除距顶板1/3处采用自制竹劈锚杆,其余均为<14mm 金属锚杆,锚杆长118m ,间距018m.计算模型设计呈平行四边形,整个模型宽102m ,高7512m ,垮落区倾角平均为65°,模型两侧限制水平方向移动,模型底边限制水平方向和垂直方向移动,模型上部根据埋深(H =335m )施加垂第28卷第4期2006年4月北京科技大学学报Journal of U niversity of Science and T echnology B eijingV ol.28N o.4Apr.2006直载荷(图2).运用二维有限差分计算程序FLAC 2D 进行计算.图1 4702综放面与4604沿空留巷位置示意图Fig.1 Schem aticplot of the mining face 4702and roadw ay 4604图2 计算模型的岩性与载荷分布图Fig.2 R ock strata and load in the model2 沿空煤体应力场分析计算结果表明,综放开采引起的沿煤层倾斜方向的垂直和水平应力峰值作用位置不耦合,最大垂直应力距煤体边缘约10m ,最大水平应力距煤体边缘约15m (图3).因此,在不同煤柱宽度处的沿空巷道所受的围岩压力作用机理有所不同,垂直应力峰值附近巷道易造成顶板和煤帮变形加剧,水平应力峰值附近则可能引起底臌.在对沿空煤体的传统研究中,一般强调垂直应力峰值的作用位置,尽量避免巷道处于垂直应力峰值区,而忽略了水平应力峰值的影响.特别锚网支护沿空留巷对水平应力抵抗较弱,因此应注意选择煤柱宽度和巷道位置,避免巷道处于水平应力峰值区,否则可能引起严重底臌.图3 采空区边缘煤层水平和垂直应力曲线Fig.3 Distribution of vertical and horizontal stresses in the coal seam near the goaf3 煤柱内应力分析当煤柱宽度发生变化时,即当留巷位置至采空区煤体边缘的距离发生变化时,煤柱内的矿压分布以及巷道变形发生改变.图4(图的右侧为采空区)分别给出煤柱宽度为5,10,15,20和30m 时煤柱内垂直应力分布的数值计算结果.从中可看出煤柱内垂直应力分布曲线的形状变化规律:煤柱宽5m 时为“缓丘形”,煤柱宽10和15m 时为“单峰形”,煤柱宽20m 时为“非对称双峰形”,煤柱宽30m 时转变为“非对称单峰形”.随着煤柱宽度增大,煤柱内垂直应力峰值先增大后减小:煤柱宽度从5m 变到20m 的过程中,煤柱内垂直应力峰值逐渐增大,而煤柱宽度由20m 变到30m 时应力峰值又略有减小.图5是不同煤柱宽度时煤柱内水平应力的对比.由图可见:(1)靠近煤柱两侧边缘部分的水平应力较小,靠近煤柱核心部位的水平应力较高,在煤柱中心部分的某处达到峰值.由于煤柱两侧的塑性区发展使应力卸载,煤柱中部往往处于弹性・813・北 京 科 技 大 学 学 报2006年第4期图4 不同煤柱宽度时煤柱内垂直应力分布形态对比Fig.4 Comp arison of vertical stress distribution in pillars with different widths图5 不同煤柱宽度时煤柱内水平应力对比Fig.5 Comp arison of horizontal stress distribution in pillars with different widths状态或约束较强,因而水平应力也越大.(2)随着煤柱宽度的增加,水平应力峰值增大.这是因为煤柱越宽,煤柱中部受到的两侧约束也越强,所以水平应力峰值也越大.由三轴实验可知,围压增大,煤岩的峰前抗压强度和峰后残余强度会相应提高.4 巷道顶板垂直应力变化规律从不同煤柱宽度时巷道顶板垂直应力分布(图6)可看出:(1)从顶板应力峰值所处的区域看,当煤柱宽度较小时,顶板压应力峰值处在巷道远离采空区侧的实体煤内,如煤柱宽5和10m 时;而当煤柱宽度较大时,顶板压应力峰值处在巷道与采空区之间的煤柱内,如煤柱宽15,20和30m 时.因此,在煤柱宽度由10m 变化到15m 的过程中,顶板垂直应力峰值的位置会发生一次跳跃,由巷道实体煤侧跳到靠近采空区的煤柱内.(2)如果以巷道为参照系,顶板应力峰值的变化轨迹表现为一单向运动.可将煤柱宽度由小变大的过图6 顶板垂直应力峰值相对巷道位置的变化过程Fig.6 V ariation process of the peak stress with respect to the roadw ay position程想象为巷道逐渐远离采空区煤壁的运动过程,如图6所示.在此过程中,随着煤柱宽度的增大,顶板应力峰值是逐渐靠近巷道向采空区方向运动,当应力峰值距巷道顶部较近时,会产生一次跳跃,跳过巷道顶部到巷道另一侧煤柱内,此后随煤柱宽度继续增大应力峰值仍沿原方向在巷道另一侧逐渐远离巷道.其应力峰值的变化轨迹可简单描述为:向采空区侧逐渐靠近巷道→跳过巷道顶部到另一侧→继续按原方向运动逐渐远离巷道.・913・V ol.28N o.4王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律5 不同煤柱宽度时破坏场分析不同煤柱宽度时破坏区对比见图7.从中可以看出,在煤柱宽度由小变大时,煤柱的破坏形态变化过程为:煤柱全部破坏→“N 形”破坏→棱形破坏和楔形破坏;煤柱破坏区由贯通变为不贯通.煤柱宽度5m 时,煤柱完全破坏;煤柱宽度10和15m 时,煤柱为“N 形”破坏;煤柱15m 以下时,破坏区贯通,20m 以上时,破坏区不贯通.煤柱宽度20和30m 时,由于破坏区不贯通,煤柱内破坏区分成两部分,煤柱内靠近巷道侧的破坏区为棱形破坏,煤柱内靠近采空区侧的破坏区为楔形破坏.当煤柱宽度达到20m 的时候煤层的破坏区明显减小,说明4702工作面对4604机巷的影响逐渐减小.当煤柱的宽度继续增加到30m 时,只有4604机巷周边的煤体发生了破坏,这充分表明了此时4702工作面的开采对4604机巷的影响非常微小.图7 4604机巷受采动影响后不同煤柱宽度破坏区对比Fig.7 C omp arison of failu re zones arou nd th e ro adw ay 4604w ith different pillar w idths after mining6 巷道变形分析图8为不同煤柱宽度时巷道周边位移对比.从中可看出,由于5m 宽煤柱留巷主要受老顶运动引起的变形压力作用,因而巷道顶板和煤帮变形加剧;10~20m 宽煤柱留巷同时受采场集中垂直和水平应力的作用,而水平地应力的作用是造成巷道严重底臌的力学根源,所以此时底板变形・023・北 京 科 技 大 学 学 报2006年第4期较大.图8 不同煤柱宽度时巷道周边位移对比Fig.8 Comp arison of the displacement around the roadw ay with different pillar widths7 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统的稳定性分析 异形煤柱沿空留巷岩石力学系统的稳定性与地质条件、支护措施、煤柱宽度、开采方式等多种因素有关.支护措施能在一定程度上改善岩石力学系统的稳定性,但对受开采影响较剧烈的沿空留巷系统的应力分布及稳定性的影响是有一定限度的.本文研究对象采用的是锚网支护,调整锚网支护参数会对系统稳定性产生一定影响,但不是决定因素,因而在一定的地质条件和开采方式下,煤柱宽度无疑是控制系统稳定性的控制变量.根据上述计算分析结果可对煤柱宽度在以下几种范围内时沿空留巷稳定性进行分析评价.(1)煤柱宽度达到20m 时,煤柱内垂直应力呈“非对称双峰形”分布,煤柱两侧均有一定宽度的塑性区,在两峰值应力之间的区域为一弹性核区,此种状态下煤柱有足够的支承能力保持稳定支撑状态.文献[9]也曾指出,“马鞍形”是稳定的条带煤柱应力分布的典型形态,此处的“非对称双峰形”应力分布与“马鞍形”应力分布状态类似.这一点也可从破坏场分布图看出,煤柱宽15m 以下时,煤柱内破坏区贯通,而当煤柱宽20m 以上时,煤柱中间有弹性核区.因此如果仅从煤柱内垂直应力分布及破坏场分布形态看,20m 以上为稳定的护巷煤柱宽度.(2)但如果再考虑巷道顶板应力峰值的变化规律,又会有新的发现.当煤柱宽度为5和10m 时,顶板垂直应力峰值处在实体侧的煤层内,不作用在煤柱上方,因而虽然煤柱在综放开采过程中遭受过峰值压力的作用,也产生了塑性屈服,即如图7所示煤柱内破坏区贯通,但峰值应力很快转移到实体侧煤层内,煤柱上方的垂直压力并不是很大.同时从传统的岩石全应力应变实验曲线知道,岩石在峰值应力后仍有一定的残余强度.因此对于宽度5~10m 煤柱,由于其上方垂直应力不大,在对煤柱两侧施加一定的加固约束措施以保持屈服后煤柱的整体性的情况下,依靠煤体的残余强度仍可保持煤柱稳定.(3)当煤柱为中等宽度时,如煤柱宽度为15m 时,一方面煤柱内的岩体已经产生塑性屈服,在煤柱中间不能形成弹性核区,另一方面顶板的应力峰值不能发生转移,一直作用在煤柱上方,使得煤柱一直承受较高的压应力,因此对煤柱和巷道的稳定性而言,此时为对巷道稳定性不利的煤柱宽度.(4)当煤柱宽度很小时,如煤柱宽度为5m 以下甚至更小时,由于煤柱太窄即使在煤柱两侧施加一定的加固约束措施也难以维持其整体性,很容易被压垮,同时可能产生裂隙向采空区漏风并诱发自燃,因而此时也属于对巷道稳定性不利的煤柱宽度.综上所述,可将异形煤柱沿空留巷系统的控制变量———煤柱宽度划分为四个区域对其稳定性进行评价(图9).其中Ⅰ区和Ⅲ区为稳定性较差区域,Ⅱ区和Ⅳ区为稳定性较好区域.对于本文所涉及地质条件下的沿空留巷系统,Ⅰ区范围约为5m 以下,Ⅱ区范围约为5~10m ,Ⅲ区范围约为10~20m ,Ⅳ区范围为20m 以上.图9中点A 图9 沿空留巷岩石力学系统的稳定性区域划分Fig.9 Stability area zoning of the rock mech anics system of roadw ay left along goaf为顶板应力峰值位置发生跳跃的临界点,可以认为顶板应力峰值位置随煤柱宽度增大的变化过程为:渐变→突变→渐变.当煤柱宽度小于点A 处的宽度时,顶板应力峰值位置处于实体煤层内并随煤柱宽度增大逐渐靠近巷道,此过程为一渐变过程;当煤柱宽度达到A 点附近时,顶板应力峰值位置由实体煤层内跳跃到煤柱上方,此过程为一突变过程;当煤柱宽度大于点A 处宽度时,顶板应力峰值位置又逐渐远离巷道,此过程又为一渐变过程.与上述变化过程相对应,沿空留巷系・123・V ol.28N o.4王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律统的稳定性也发生着变化,煤柱宽度在顶板应力峰值位置突变点附近区域内沿空留巷系统的稳定性较差,而在突变点两侧一定距离以外的区域均为系统稳定性较好区域,当然在突变点左侧较远处由于煤柱宽度太窄而又过渡到一个稳定性较差区域.因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽度时,应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区域,在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内.当然在混沌区域以外,随着煤柱宽度的增加沿空留巷系统的稳定性会提高,但这不利于提高煤炭资源的利用率,因此合理的护巷煤柱宽度应选择在图9的Ⅱ区域内.此外,从系统学的角度来看,可以将沿空留巷系统的顶板应力峰值位置的变化和转移看作是系统自我调节、自我协调的自组织行为.当煤柱宽度较大时,煤柱支承能力较强,应力峰值作用在煤柱上方,而当煤柱宽度变小时,煤柱支承能力逐渐减弱,因而在系统自组织作用下应力峰值开始向实体煤内转移,以达到保持系统稳定的目的.这种应力峰值的转移就是系统由一种稳定状态向另一种稳定状态过渡的过程,在这个过渡过程中系统的稳定性较弱,因而要注意加强支护来改善其稳定性.当系统过渡到下一个稳定状态后,随着煤柱宽度的继续减小,系统的稳定性又开始减弱,当煤柱宽度小到一定程度时,由于系统的自组织能力有限,已经无法通过自我调整来保持稳定性,因而必然导致煤柱坍塌和失稳.8 现场实施与评价根据4604沿空留巷围岩受力、变形破坏机理和稳定性要素,在巷道原有锚网支护的基础上,分别研究和设计了加强锚杆、锚索和临时支护等技术和控制手段,形成了以加固沿空异形煤柱为主、锚索悬承锚网支护留巷圈为辅的综合控制技术,对受采动影响的巷道进行机理明确、在关键部位和关键时期进行有效控制的技术体系.从现场观测结果看,该支护体系起到了较好的控制效果,保证了生产顺利和安全进行.从巷道全长范围看,由于沿空留巷受到采动的影响较大,巷道断面产生一定的收敛变形不可避免,即使局部区段变形稍大,也只需简单维护就可保证回采正常进行,巷道的收敛变形没有对煤层的正常开采造成停产影响.图10为几个变形较严重处的巷道断面收敛的最终情况.从图中可看出,煤柱宽度在12~14m时巷道断面变形比较严重.这进一步证实了15m左右的煤柱对护巷不利.图10 巷道断面收敛现场素描图Fig.10 Schem atic plot of the roadw ay convergence observed in site9 结论(1)沿空煤体存在峰值应力不耦合的现象,即垂直应力峰值与水平应力峰值作用的位置不同,因此在选择合理的护巷煤柱宽度时,不仅要避开垂直应力峰值区,也要注意避开水平应力峰值区,否则可能引起严重底臌.(2)煤柱宽度由小变大的过程中,煤柱内垂直应力分布曲线形状变化规律为:“缓丘形”→“单峰形”→“非对称双峰形”→“非对称单峰形”.煤柱内水平应力分布规律为:煤柱两侧边缘部分的水平应力较小,靠近煤柱核心部位的水平应力较高,在煤柱中心部分达到峰值;且随着煤柱宽度的增加,水平应力峰值在增大.该现象对目前条带开采煤柱稳定性设计具有借鉴意义.(3)在煤柱宽度由小变大的过程中,煤柱的破坏形态变化过程为:煤柱全部破坏→“N形”破坏→棱形破坏和楔形破坏;煤柱破坏区由贯通变为不贯通.(4)以巷道为参照系,在煤柱宽度由小变大的过程中,顶板应力峰值的变化轨迹可简单描述为:向采空区侧逐渐靠近巷道→跳过巷道顶部到另一侧→继续按原方向运动逐渐远离巷道,也即为一渐变→突变→渐变的过程.在此过程中当煤柱宽度达到某一临界值时,顶板应力峰值由实体煤层内转移到沿空煤柱上方. ・223・北 京 科 技 大 学 学 报2006年第4期 (5)煤柱宽度为沿空留巷岩石力学系统的控制变量,由该控制变量的取值范围可将系统按稳定性的好坏划分为四个区域,其中在顶板应力峰值位置突变点附近为系统的稳定性较差区域,而在突变点两侧一定距离以外各有一个系统稳定性较好区域.此外,由于煤柱宽度太窄而又有一个稳定性较差的区域.因此在选择沿空留巷系统的合理护巷煤柱宽度时,应注意在顶板应力峰值位置发生突变的煤柱宽度附近存在一个不利于系统稳定性的混沌区域,在生产中要尽量避免煤柱宽度处于此范围内.合理的护巷煤柱宽度应在巷道顶板应力峰值发生转移的临界宽度以下,同时应不小于保证煤体不发生裂隙向采空区漏风、诱发自燃的条件下的最小煤柱尺寸.参 考 文 献[1] 李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计.岩石力学与工程学报,2000,19(5):651[2] 卢喜山,雷养锋,姚理忠.全锚支护技术在德国煤矿的应用.煤,2000,9(6):54[3] 刘听成.无煤柱护巷的应用与进展.矿山压力与顶板管理,1994(4):2[4] 黄福昌.兖州矿区煤巷锚网支护技术.北京:煤炭工业出版社,2000[5] 马俊枫,段二丑.综采沿空留巷锚索加强支护实验研究.煤炭科技,2002(4):1[6] 赵英利.基于综放沿空留巷的全煤巷锚杆(索)加固技术.矿山压力与顶板管理,2002(2):34[7] 王来贵,黄润秋,王泳嘉,等.岩石力学系统运动稳定性理论及其应用.北京:地质出版社,1998[8] 王树仁,王金安,戴涌.大倾角厚煤层综放开采顶煤移动规律与破坏机理的离散元分析.北京科技大学学报,2005,27(1):5[9] 吴立新,王金庄,刘延安,等.建(构)筑物下压煤条带开采理论与实践.徐州:中国矿业大学出版社,1994Stress evolution of an irregular pillar protected roadway system remained along goaf in fully mechanized top 2coal caving mining fieldW A N G Ji n ′an ,W EI Wenbi ng ,FEN G Ji nyanCivil and Environmental Engineering School ,University of Science and Technology Beijing ,Beijing 100083,ChinaABSTRACT The stress distribution and its evolution modes in surrounding rocks of a roadway were com 2prehensively studied with respect to different pillar widths ,where the roadway had been protected by an ir 2regular pillar remained along the goaf in mechanized top 2coal caving mining and supported by bolt 2mesh technique.The study manifested the uncoupled pattern of the peak stresses in vertical and horizontal direc 2tions ,as well as the stress evolution trace varying with pillar width.The control variable was pointed out for the mechanical system ,and the different stability areas were distinguished correspondent to its value.Through the general analysis and assessment on stability of the roadway system protected by the pillar with different widths ,the reasonable pillar width was promoted for effective protection of the roadway in mecha 2nized top 2coal caving mining panel.A comprehensive control technique was proposed and employed in prac 2tice through reinforcing the irregular pillar as a main way and hanging the mesh and bolt rock mass as a auxiliary means to support the gateway remained along the goaf.KE Y WOR DS mechanized top 2coal caving mining ;irregular pillar ;roadway remained along goaf ;stress field ;system stability・323・V ol.28N o.4王金安等:综放沿空异形煤柱留巷系统力学场演化规律。
掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术

掘采全过程综放沿空巷道围岩变形机理及控制技术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三轴蠕变性能测试,得到了煤岩蠕变变形规律,根据三元件Kelvin模型和改进的西原模型建立了三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三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,建立了弧形三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叠加分布规律,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。
综放异形煤柱沿空留巷锚网支护与加固技术研究

第24卷 增1岩石力学与工程学报 V ol.24 Supp.12005年8月 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering Aug .,2005收稿日期:2004–10–20;修回日期:2004–11–16作者简介:韦文兵(1976–),男,硕士,2002年毕业于北京科技大学交通土建专业,现主要从事岩土及采矿工程方面的研究工作。
E-mail :wenbingwei@ 。
综放异形煤柱沿空留巷锚网支护与加固技术研究韦文兵,王金安,冯锦艳(北京科技大学 土木与环境工程学院,北京 100083)摘要:提出并实施了以加固沿空异形煤柱为主、悬承锚网支护留巷圈为辅的综合控制技术,形成了对受采动影响的巷道进行机理明确、在关键部位和关键时期进行有效控制的技术体系,并在理论上揭示了异形煤柱不同宽度处巷道支护的作用机理。
通过现场实施,取得了较好的支护效果。
关键词:采矿工程;综放;沿空留巷;异形煤柱;锚网支护;控制系统中图分类号:TD 353 文献标识码:A 文章编号:1000–6915(2005)增1–5141–05SUPPORT AND REINFORCEMENT TECHNIQUE FOR THE PROTECTED IRREGULAR PILLAR AND REMAINED GATEWAY ALONG FULLYMECHANIZED TOP CA VING MINING FACEWEI Wen-bing ,WANG Jin-an ,FENG Jin-yan(School of Civil and Environment Engineering ,University of Science and Technology Beijing ,Beijing 100083,China )Abstract :Based on the analysis of the pressure characteristics of the remained roadway along goaf ,a comprehensive support system is designed and the reasonable parameters of the support system are determined by numerical simulation and analysis of rock broken zone. The supporting mechanism for different width of pillar protection is clarified. The control technique is proposed and employed through reinforcing irregular pillar in its two sides ,installing a row of hydraulic prop and anchoring of roof strata which hangs the mesh and bolt rock mass as an auxiliary means to support the gateway. The reinforcing system forms a set of control system ,which acts at the key position and in key period in clear mechanism to the mining influenced gateway. The site measurement shows good results of the support.Key words :mining engineering ;fully mechanized top-caving mining ;remained gateway along goaf ;irregular pillar ;the mesh and bolt support ;control system1 引 言靖远煤业公司红会4矿4702工作面是综放开采工作面。
综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术

㊀第46卷第10期煤炭科学技术Vol 46㊀No 10㊀㊀2018年10月CoalScienceandTechnology㊀Oct.2018㊀综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术㊀㊀㊀㊀㊀㊀孙㊀福㊀玉(山西保利铁新煤业有限公司ꎬ山西晋中㊀030600)摘㊀要:为探讨综放窄煤柱沿空掘巷围岩变形破坏与控制难题ꎬ以某矿103工作面运输巷为工程背景ꎬ采用现场调研㊁理论分析㊁数值模拟等方法研究综放窄煤柱沿空掘巷围岩变形破坏特征㊁灾变失稳过程及相应控制技术ꎬ研究结果表明:①受不稳定覆岩运动影响ꎬ沿空掘巷靠煤柱侧顶板煤体破碎严重ꎬ煤柱帮与实体煤帮变形显著ꎻ②103运输巷道变形失稳是多次动压影响㊁软弱煤体㊁窄煤柱㊁大断面和岩层水平运动综合作用的结果ꎬ得出沿空掘巷变形破坏演化过程ꎻ③据此提出 高强锚杆+非对称锚梁桁架+桁架锚索 的联合控制技术ꎬ并阐述其控制裂隙发育ꎬ增加围岩整体性ꎬ提高围岩承载能力的控制机理ꎬ现场工业试验验证了支护方案的合理性ꎮ关键词:沿空掘巷ꎻ窄煤柱ꎻ围岩变形ꎻ围岩控制中图分类号:TD353ꎻTD322㊀㊀㊀文献标志码:A㊀㊀㊀文章编号:0253-2336(2018)10-0149-06Instabilitymechanismandcontroltechnologyofsurroundingrockofgob-sideentrywithnarrowpillarbyfully-mechanizedcavingminingSUNFuyu(ShanxiPolyIronNewCoalCo.ꎬLtd.ꎬJinzhong㊀030600ꎬChina)Abstract:Inordertoprobethedeformationandfailureandcontrolproblemsofrockmassesaroundthegob-sideentrybyfully-mecha ̄nizedcavingminingwithanarrowpillarꎬacomprehensivemethodincludingfieldmonitoringꎬtheoryanalysisꎬnumericalmodellingwasemployedtostudythedeformationandfailurecharacteristicsꎬinstabilitymechanismandcontrolmeasurementsoftherockmasssurround ̄ingthegob-sideentryꎬbasedontheengineeringbackgroundofNo.103laneminingfaceinacoalmine.Theresultssuggestthat:①Withtheinfluenceofmovementinducedbyunstableoverlyingstrataꎬtheroofcoalmassesonthecoalpillarsidewasseriouslydamagedꎬandthevirgincoalpillarandcoalpillarweredamagedseriously.②ThedeformationandinstabilityofNo.103lanewasaresultofmultidy ̄namicloadsꎬsoftandweaknesscoalmassꎬanarrowcoalpillarꎬlargecross-sectionandhorizontalmovementꎬandtheevolutionprocessofdeformationandfailureofgob-sideentrywasdeduced.③Acombinedcontroltechnologyincludinghighstrengthboltsꎬasymmetriccablebeamandcabletrusswasputforwardꎬanditscontrolmechanismincludingcontrollingfracturesevolutionandimprovingthebearingca ̄pacityandintegrityofthesurroundingrockswasclarified.Itsvaliditywasverifiedbythefieldapplication.Keywords:gob-sideentryꎻnarrowpillarꎻsurroundingrockdeformationꎻsurroundingrockcontrol收稿日期:2018-02-08ꎻ责任编辑:朱恩光㊀㊀DOI:10 13199/j cnki cst 2018 10 023作者简介:孙福玉(1963 )ꎬ男ꎬ辽宁黑山人ꎬ高级工程师ꎬ硕士ꎮE-mail:bjsunfuyu@sohu.com引用格式:孙福玉 综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术[J] 煤炭科学技术ꎬ2018ꎬ46(10):149-154SUNFuyu Instabilitymechanismandcontroltechnologyofsurroundingrockofgob-sideentrywithnarrowpillarbyfully-mechanizedcavingmin ̄ing[J] CoalScienceandTechnologyꎬ2018ꎬ46(10):149-1540㊀引㊀㊀言综合机械化放顶煤开采工艺因具有经济效益好㊁开采效率高等特点已经成为我国厚及特厚煤层的主要开采工艺[1]ꎬ并已在神华㊁中煤㊁同煤㊁潞安等10多个煤炭基地大范围推广使用ꎮ然而综放开采在实现厚煤层高效开采的同时ꎬ与之相匹配的回采巷道面临着大断面㊁强采动和厚煤顶等围岩控制难题ꎬ特别是在窄煤柱护巷条件下沿空掘巷还将面临多次强烈动压影响ꎬ巷道矿压显现剧烈ꎬ极易出现顶板下沉㊁煤柱帮严重鼓出㊁锚杆(索)失效等矿压问题ꎬ甚至会发生冒顶事故ꎬ造成巷道全断面阻塞ꎬ9412018年第10期煤炭科学技术第46卷严重威胁井下工人生命与设备安全[2-3]ꎮ因此ꎬ综放窄煤柱沿空掘巷围岩稳定性控制已成为限制综放开采安全高产高效的关键技术问题ꎮ近年来ꎬ国内外专家学者针对综放窄煤柱沿空掘巷围岩变形破坏机制及其控制技术进行了大量研究ꎬ柏建彪等[4]对沿空掘巷围岩的应力分布和底鼓过程进行了分析ꎬ并介绍了底鼓控制技术ꎻ何富连等[5]推导出综放面倾向支承压力峰值位置的计算式ꎬ为综放巷道护巷煤柱参数的确定提供了依据ꎻ侯朝炯等[6]认为沿空掘巷围岩小结构的稳定性在于确定合理煤柱宽度和锚杆支护对围岩强度的强化程度ꎻ郑西贵等[7]模拟分析了沿空掘巷围岩变形及煤柱稳定性与煤柱宽度㊁锚杆支护强度的关系ꎮ但由于煤矿地质生产条件的差异性ꎬ沿空掘巷围岩变形破坏表现出不同的规律ꎬ特别对于窄煤柱条件下沿空掘巷ꎬ其变形破坏更为剧烈[8-11]ꎮ笔者以山西某矿103运输巷为工程背景ꎬ现场调研综放窄煤柱沿空掘巷围岩变形破坏特征ꎬ分析该类巷道失稳破坏的主要影响因素和动态过程ꎬ并提出相应的控制技术和支护方案ꎬ并进行了工业性试验ꎮ1㊀工作面概况及巷道变形特征1.1㊀地质概况某矿201采区平均埋深为300mꎬ主采2号煤层ꎬ平均厚度约6.2mꎬ煤层内部含多层泥岩夹矸ꎬ裂隙较发育程度较高ꎻ直接顶为2m厚炭质泥岩ꎬ节理裂隙发育ꎬ含丰富的植物化石碎片ꎬ强度较低ꎻ基本顶为9.2m厚细砂岩ꎬ强度中等ꎬ灰色厚层状ꎬ中粒结构ꎬ泥质胶结ꎬ具平行层理和交错层理ꎻ底板为2m厚泥岩ꎬ黑灰色㊁裂隙发育ꎬ含高岭土等成分ꎬ遇水泥化ꎮ试验工作面为103工作面ꎬ位于201采区中部ꎬ工作面东侧为3条大巷ꎬ北侧为开采结束的105工作面采空区ꎬ南侧为待开采区域ꎬ如图1所示ꎮ图1㊀103工作面位置示意Fig.1㊀DiagrammaticsketchofNo.103coalminingfacelocation103工作面倾斜长度为230mꎬ走向长度为1490mꎬ采用综合机械化放顶煤工艺采煤ꎬ割煤厚度3.5mꎬ放煤高度2.7mꎮ1.2㊀原有支护方案103工作面运输巷为矩形断面ꎬ宽5.6mꎬ高3.5mꎬ断面面积达19.6m2ꎬ属于大断面巷道ꎬ巷道一侧为8m窄煤柱ꎬ一侧为实体煤帮ꎮ根据以往巷道支护经验在距终采线0~600m使用锚网索联合支护方案ꎬ支护方案如图2所示ꎮ顶板锚杆选用ø20mmˑ2500mm的左旋螺纹钢锚杆ꎬ每排布置6根锚杆ꎬ锚杆间距为1000mmꎬ排距为900mmꎮ顶板锚索选用ø17.8mmˑ6250mm的钢绞线ꎬ钻孔深度6000mmꎬ每排布置2根锚索ꎬ垂直顶板布置ꎬ锚索间距为2000mmꎬ排距为1800mmꎮ实体煤帮选用ø20mmˑ2000mm玻璃钢锚杆ꎬ煤柱帮选用ø18mmˑ2000mm普通金属锚杆ꎬ锚杆间距为1200mmꎬ排距为900mmꎮ图2㊀103运输巷初始段支护方案Fig.2㊀OriginalsupportschemeofNo.103roadway1.3㊀巷道变形破坏特征在实际采掘过程中ꎬ相邻105工作面回采结束后即开始准备开掘103运输巷ꎮ根据矿山压力理论及以往采掘经验可知ꎬ105工作面上覆岩层运动趋于稳定需要8~16个月ꎬ103运输巷掘进过程中将受到剧烈覆岩运动影响ꎮ103运输巷距终采线0~600m采用锚杆索支护方案(图2)ꎬ巷道开掘不久便发生剧烈的变形破坏ꎬ且随着时间增长ꎬ变形更加剧烈ꎮ巷道变形破坏特征如下:1)巷道顶板为2.7m厚的煤体ꎬ由于煤体强度极低ꎬ受上位岩层剧烈运动影响ꎬ煤体裂隙极度发育ꎬ顶板中部出现裂缝破断和开裂ꎬ煤体形成松散破碎体并挤压钢筋网和钢筋梯子梁ꎬ造成明显网兜现象和钢筋梯子梁弯曲失效ꎬ顶板整体凹凸不平(图3a)ꎬ特别地靠煤柱侧顶板区域煤体最为破碎ꎬ局部051孙福玉:综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术2018年第10期出现冒㊁漏顶现象ꎮ图3㊀103运输巷围岩变形特征Fig.3㊀SurroundingrockdeformationcharacteristicsofNo.103lane2)8m煤柱作为沿空掘巷的重要组成结构ꎬ在巨大覆岩荷载作用下ꎬ煤柱向巷道自由面发生大幅度的整体外移ꎬ外移变形量约400mmꎬ变形主要发生在煤柱帮中上部ꎮ3)实体煤帮向外发生挤出变形ꎬ整体变形量较小ꎬ煤帮下部最大变形量为500mmꎬ上侧内敛较小ꎬ约120mmꎮ综上所述ꎬ在现有支护方案下ꎬ沿空掘巷已发生较为严重的变形破坏ꎻ随着本工作面回采推进ꎬ受超前支承压力叠加影响ꎬ巷道变形破坏必将进一步加剧ꎬ影响正常生产ꎮ2㊀巷道围岩失稳机理分析与控制技术2.1㊀103运输巷变形破坏影响因素分析综放窄煤柱沿空掘巷围岩变形㊁破坏和失稳受到多种因素的共同影响ꎬ通过对103运输巷变形破坏状况的现场调研ꎬ认为其变形破坏与多次重复采动影响㊁煤体软弱特性㊁窄煤柱结构㊁巷道大断面㊁顶板水平挤压运动等因素综合作用的结果ꎬ具体分析如下:1)多次强烈动压影响ꎮ105工作面的高强度开采必将导致上覆岩层大范围运动ꎬ由此引起的支承压力峰值高且范围大ꎬ回采巷道必将受到强烈动压影响[12]ꎬ而103工作面运输巷在105工作面回采结束后1个月内便开始掘进ꎬ此时正处于上覆岩层剧烈活动期ꎬ综放沿空煤巷必然受到上覆岩层回转下沉运动影响ꎻ在工作面回采过程中ꎬ受超前支承压力作用ꎬ巷道变形破坏将进一步加剧ꎬ增加了巷道维护难度ꎮ可见ꎬ强烈采动应力叠加是103运输巷破坏失稳的重要因素ꎮ2)软弱煤体ꎬ裂隙发育㊁强度低ꎮ2号煤层为强度较低的煤体且裂隙发育ꎬ内含1~3层软弱泥岩夹矸ꎬ完整性差ꎬ在采掘作用下易发生变形碎裂ꎬ103运输巷沿巷道底板掘进ꎬ巷道顶板和两帮均为松软破碎煤体ꎬ巷道上方赋存有厚2.70~3.25m的顶煤ꎬ由于顶煤厚度大且难以形成结构ꎬ与锚杆直接作用范围相近ꎬ在强采动作用下极易发生离层或局部冒顶事故ꎮ3)松软窄煤柱ꎮ以往的开采实践中ꎬ该矿最为常用的煤柱宽度为18~22mꎬ为提高煤炭资源采出率ꎬ在103综放工作面首次试用8m窄煤柱ꎬ煤柱宽度减少使得自身承载能力降低ꎬ亦降低了煤柱对基本顶支撑作用ꎮ就103运输巷的0~600m区段矿压显现特征而言ꎬ8m煤柱发生了严重挤出变形ꎬ表面围岩严重破碎㊁ 网兜 明显ꎮ4)巷道大断面ꎮ103运输巷同时担负着煤炭运输㊁通风㊁行人㊁运料等任务ꎬ为保证综放面的正常作业ꎬ巷道掘进宽度设计为5.6mꎬ高度为3.5mꎬ断面面积近20m2ꎬ属于大断面巷道ꎮ巷道断面的增大将导致巷道围岩应力环境恶化ꎬ一方面随着巷道跨度增大ꎬ巷道顶板梁弯矩显著增大ꎬ导致顶板岩层拉应力提高ꎬ增加了岩层离层㊁冒落风险ꎻ同时顶板岩层重量开始向两帮转移ꎬ导致两帮应力高度集中ꎬ塑性区范围增大ꎬ巷道维护难度增大[13]ꎮ5)顶板岩层剧烈水平运动ꎮ105综放工作面实体煤采出后ꎬ上覆岩层在综放面端头破断形成弧形三角块结构ꎬ弧形三角块的回转下沉将直接影响沿空掘巷矿压显现特征[14]ꎮ103运输巷掘进时正处于上覆岩层剧烈活动期间ꎬ加之103运输巷与105综放工作面采空区间的煤柱宽度仅为8mꎬ巷道围岩将明显受到上覆岩层运动影响ꎬ如图4所示ꎮ图4㊀103运输巷整体力学模型Fig.4㊀HolisticmechanicsmodelofNo.103lane弧形三角块运动在沿空掘巷的影响分为2个方面ꎬ沿垂直方向上造成不均衡的支承压力分布ꎬ致使巷道浅部顶板出现不对称下沉ꎻ沿水平方向上引发水平方向挤压力造成浅部岩层挤压错动ꎬ沿巷道走向出现狭长挤压破碎带并造成支护结构失效ꎮ1512018年第10期煤炭科学技术第46卷2.2㊀103运输巷围岩变形破坏动态过程分析综合上述研究结果可得ꎬ103运输巷变形破坏动态过程如下:①105工作面回采结束后ꎬ侧向关键块体B发生破断㊁回转运动ꎬ造成巷道附近区域围岩处于较高的支承压力环境中ꎮ②在高应力环境中ꎬ103运输巷开挖引起围岩内高应力不断向自由面释放ꎬ导致浅部区域煤体力学性能大幅降低ꎬ煤体产生大范围破碎ꎮ③巷道顶板内巨大载荷向煤柱帮和实体煤帮内传递ꎬ造成煤柱和实体煤帮浅部煤体向自由面发生位移变形ꎮ④原有支护虽对顶板(两帮)了采用锚杆索支护ꎬ但由于锚杆索支护密度和强度较低ꎬ无法保证巷道围岩在高支承压力下的稳定ꎮ2.3㊀103运输巷围岩控制技术分析针对上述103运输巷围岩变形破坏机制分析ꎬ综合考虑矿方现有施工条件㊁技术水平和经济能力等因素ꎬ提出采用 高强锚杆+非对称锚梁桁架+桁架锚索 联合支护方案ꎬ通过各支护结构的有机组合ꎬ有效控制103运输巷围岩失稳ꎬ实现巷道长期稳定ꎮ1)高强度高预应力锚杆初期加固ꎮ考虑103运输巷为实体煤巷道ꎬ浅部围岩均为裂隙发育的煤体ꎬ为进一步控制巷道开挖引起的裂隙再次扩展ꎬ巷道开掘后应采用高强度螺纹钢锚杆及时支护巷道顶板和两帮ꎬ维护巷道浅部煤体的整体性ꎬ提高巷道围岩整体稳定性[15]ꎮ2)锚索结构加强支护ꎮ巷道直接顶为厚度较大且松软的煤体ꎬ其在多次采动影响极易发生破碎甚至冒落ꎬ因此为提高该煤体顶板的稳定性ꎬ有必要采用锚索结构将该软弱煤体与深部稳定岩体联系在一起ꎬ提高顶板岩层的整体稳定性ꎮ3)煤柱帮加强支护ꎮ煤柱帮作为103运输巷沿空掘进的一个重要组成结构ꎬ其稳定承载功能对于巷道整体稳定性具有重要作用[16]ꎮ为此ꎬ采用高强锚杆施加高预应力密集支护是十分必要的ꎮ同时考虑到工作面回采期间煤柱帮极易发生大变形失稳ꎬ需要采用锚索进行二次加强支护[17]ꎮ3㊀现场工业性试验在上述破坏机制理论分析基础上ꎬ综合理论分析㊁数值模拟㊁工程对比方法对支护方案中关键参数进行模拟和优化ꎬ确定最终合理支护方案与技术参数ꎮ3.1㊀支护方案1)顶板锚杆选用ø20mmˑ2500mm左旋无纵筋螺纹钢高强锚杆ꎬ间排距1000mmˑ900mmꎬ使用1卷Z2360和1卷CK2335锚固ꎬ锚杆预紧力矩不低于150N mꎮ锚梁桁架采用ø17.8mmˑ8300mm的钢绞线ꎬ间排距为1600mmˑ1800mmꎬ煤柱侧锚索距帮800mmꎬ实体煤锚索距帮1600mmꎬ靠近两帮的锚索钻孔与顶板垂线夹角为15ʎꎬ采用1卷CK2335和2卷Z2360锚固ꎻ锚索间采用钢筋托梁连接ꎻ巷道中部锚索和靠煤柱帮侧锚索用采用16号槽钢连接ꎬ锚索预紧力不低于140kNꎮ桁架锚索系统采用ø17.8mmˑ8300mm钢绞线ꎬ锚索孔深7mꎬ锚固剂同上ꎻ锚索桁架排距为7200mmꎬ其底部跨度为2.2mꎬ煤柱侧锚索距帮1400mmꎬ实体煤侧锚索距帮2000mmꎬ锚索钻孔与铅垂线夹角15ʎꎬ预紧力不低于140kNꎮ2)实体煤帮支护选用ø18mmˑ2000mm圆钢锚杆ꎬ使用1卷Z2360药卷锚固ꎬ间排距950mmˑ900mmꎬ一排布置4根锚杆ꎬ上部锚杆距顶板250mmꎬ底部锚杆距底板450mmꎮ靠近顶板处锚杆向上倾斜15ʎꎬ靠近底板处锚杆向下倾斜15ʎꎬ其余垂直巷帮布置ꎮ3)煤柱帮支护:选用ø20mmˑ2500mm螺纹钢锚杆ꎬ使用1卷Z2360和1卷CK2335锚固ꎬ锚杆间排距950mmˑ900mmꎬ上部锚杆距顶板250mmꎬ底部锚杆距底板450mmꎮ靠近顶板处锚杆向上倾斜15ʎꎬ靠近底板处锚杆向下倾斜15ʎꎬ其余锚杆垂直巷帮布置ꎬ锚杆间采用ø14mm钢筋托梁连接ꎮ3.2㊀支护效果分析为验证上述支护方案控制效果ꎬ采用UDEC软件模拟巷道掘进期间和回采期间围岩控制效果ꎬ模拟结果表明:①掘进期间ꎬ顶板围岩最大破坏深度2.5mꎻ靠煤柱侧顶板平均下沉量为85mmꎬ靠实体煤侧为50mmꎮ②103工作面回采期间ꎬ受超前采动影响ꎬ顶板最大垂直位移为136mmꎬ最大水平位移为81mmꎮ可见ꎬ该综合支护技术有效控制了围岩非对称变形和破坏ꎬ围岩稳定性得到了基本控制ꎮ3.3㊀支护效果分析在现场工程实践中采用上述支护方案支护巷道ꎬ并对围岩变形进行了连续性矿压观测ꎮ现场矿压实测结果表明ꎬ该支护形式下巷道围岩顶底板变形量并不大ꎬ最大变形量170mmꎬ顶板控制效果较好ꎬ巷道变形总体趋势为两帮移近量大于顶底板ꎮ251孙福玉:综放开采窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理与控制技术2018年第10期4㊀结㊀㊀论1)103运输巷变形破坏是多次重复采动影响㊁煤体软弱特性㊁窄煤柱结构㊁巷道大断面㊁顶板水平挤压运动等因素综合作用的结果ꎮ2)相邻工作面回采引起成巷道附近区域围岩处于较高应力环境中ꎬ巷道开挖引起围岩内高应力不断向自由面释放ꎬ引起浅部区域煤体力学性能大幅降低ꎬ同时巷道顶板载荷向煤柱帮和实体煤帮内传递ꎬ造成煤柱和实体煤帮浅部煤体向自由面发生位移变形ꎮ3)提出了 高强锚杆+非对称锚梁桁架+桁架锚索 联合支护方案ꎬ其控制机理如下:高强度高预应力锚杆初期加固ꎻ锚索结构加强支护ꎻ煤柱帮加强支护ꎮ参考文献(References):[1]㊀王金华.特厚煤层大采高综放开采关键技术[J].煤炭学报ꎬ2013ꎬ38(12):2089-2098.WANGJinhua.Keytechnologyforfully-mechanizedtopcoalcavingwithlargeminingheightinextra-thickcoalseam[J].JournalofChinaCoalSocietyꎬ2013ꎬ38(12):2089-2098. 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综放松软窄煤柱沿空巷道顶板不对称破坏机制与调控系统

综放松软窄煤柱沿空巷道顶板不对称破坏机制与调控系统近年来,随着综放开采工艺不断完善及回采设备大型化、自动化程度提高,大型集约化综放开采已成为我国厚及特厚煤层高产高效安全开采的重要发展方向。
大型综放开采在实现厚煤层资源高产高效开采的同时,与之相匹配的综放回采巷道必然面临着大断面、强烈采动影响、软弱厚煤顶等围岩控制难题,加之近年来为响应国家建设资源节约型矿井的号召,窄煤柱条件下的综放大断面沿空巷道工程越发普遍。
大量现场工程实践发现,综放沿空巷道顶板沿铅垂方向显现不对称下沉破坏,沿水平方向显现不对称挤压变形破坏,且变形破坏的不对称性在大型综放开采和区段窄煤柱条件下趋于恶化,甚至可能引发恶性冒顶和支护失效损毁等事故,导致顶板失去控制和煤巷安全性低下。
传统的综放沿空巷道顶板破坏机制及相应的控制理论与技术无法有效解决此类巷道围岩失稳问题,有针对性地开展深入系统研究已具有刻不容缓的必要性和紧迫性。
本文以王家岭煤矿20103区段运输平巷为工程背景,基于综放沿空巷道围岩性质结构和受采动影响程度的不对称差异性,探索顶板煤岩和支护体不对称矿压显现及其与各影响因素之间的关联性;深究顶板煤岩体的失稳准则和判据及偏应力场时空演化规律,阐明顶板不对称破坏机制和控制方向;设计有效控制顶板不对称变形破坏的新型锚索桁架结构,揭示其矿压控制作用原理;探究顶板与锚索桁架之间的不对称调控关系和指标体系,形成综放沿空巷道顶板的新型锚索桁架控制系统。
取得如下结论:(1)对综放沿空巷道顶板变形破坏特征进行现场调研,调研结果表明:综放沿空巷道顶板以巷道中心线为轴沿铅锤方向和水平方向呈不对称矿压显现特征,沿铅垂方向,靠煤柱侧顶板严重下沉乃至局部冒漏顶,直接顶与煤柱之间存在滑移、错位、嵌入、台阶下沉等现象;沿水平方向,顶板岩层水平运动剧烈,存在围岩错动形成的明显挤压破碎带,并导致了W钢带和钢筋托梁弯曲失效、金属网撕裂等现象;围岩变形破坏主要发生于巷道的靠煤柱侧顶角(45.2%)、靠煤柱侧巷道顶板(25.8%)、煤柱帮中上部(22.6%)3个位置。
沿空留巷围岩稳定原理与控制技术

沿空留巷围岩稳定原理与控制技术⼀、技术背景1.沿空留巷的意义(1)取消区段煤柱,提⾼煤炭资源采出率;(2)少掘进1条巷道,解决采掘接替紧张的难题;(3)实现Y型通风,增加抽放采空区及下区段和邻近煤层⽡斯的场所;实现煤层群连续卸压开采。
2.国内外研究现状(1)巷旁⽀护是沿空留巷维护效果好坏的关键。
(2)传统的巷旁⽀护如矸⽯带、密集⽀柱、⽊垛等普遍存在增阻速度慢、⽀承能⼒⼩、密闭性能差、劳动强度⼤,⼒学性能与沿空留巷围岩变形不相适应等缺点(不适应裂隙带岩层取得平衡之前的强烈沉降),不利于沿空留巷,适⽤于薄及中厚煤层。
(3)⾼⽔材料具有⽀护阻⼒⼤、增阻速度快、适量可缩,巷道维护效果好,充填⼯艺及充填设备简单的优点,⽬前得到⼴泛应⽤。
⼆、沿空留巷巷旁⽀护机理1.巷旁⽀护体作⽤机理(顶板运动的阶段性)(1)巷旁⽀护体早期强度⼤、⽀护直接顶、防⽌直接顶离层,切断采空区的直接顶。
(2)⽼顶破断过程中充填体应快速达到切顶阻⼒,切断采空区侧⽼顶,减⼩巷旁⽀护体所承受的载荷。
(3)采空区顶板破断、运动稳定后,充填体维持巷道上⽅已切断岩层的平衡。
同时适应顶板整体下沉引起的“定变形”2.沿空留巷⼒学模型采空区的⽼顶沿倾斜⽅向破断形成“三⾓块⼤结构”,构成沿空留巷的上部边界。
3.巷旁⽀护体可缩量分析依靠巷旁⽀护完全阻⽌顶板下沉是很困难的,巷旁⽀护体刚性越强,其承受的载荷越⼤,往往超过其承载能⼒,发⽣严重破坏。
即:巷旁⽀护体提供的可缩量与⽀护阻⼒满⾜切断岩层的平衡。
A前苏联,b英国,c前西德鲁尔矿区三、⾼⽔材料巷旁充填沿空留巷技术⾼⽔材料:沿空留巷时体积⽐⽔占85~90%,20~30 min内凝结,100%固化,最终强度达到8。
⾼⽔材料具有突出的塑性特征,达到峰值强度后承载能⼒下降缓慢, 下降速度远⼩于混凝⼟和岩⽯材料。
1.⾼⽔材料巷旁充填沿空留巷特点(1)浓度⼩,⽔体积85~90%,⾼⽔材料⽤量少,辅助运输⼯作量⼩;远距离输送,⽔平输送距离> 5000m;充填设备可以放在地⾯、⼤巷或上下⼭,不影响顺槽使⽤、减少辅助运输⼯作量。
综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究

综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术研究控制沿空巷道围岩的长期稳定是综放沿空掘巷技术的关键,论文以综放沿空巷道及其上覆基本顶为研究对象,综合采用理论分析、数值模拟分析和工业性试验分析等研究方法,对综放沿空掘巷围岩稳定性分析与控制技术展开了系统研究,重点分析了关键岩块B的稳定性、沿空巷道稳定性主要影响因素、基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响和沿空巷道长期稳定控制技术,取得了以下主要研究成果:(1)基于沿空巷道关键岩块B受力情况,建立了关键岩块B基本力学模型,分析了断裂线在窄煤柱外侧、巷道正上方、实体煤壁内时关键岩块B的8种受力情况及其稳定性,掌握了基本顶断裂线位置对关键岩块B稳定性影响规律。
(2)基本顶4个主要因素对沿空巷道围岩稳定性影响程度依次为:基本顶高度>基本顶断裂位置>关键岩块B长度>基本顶强度。
(3)沿空巷道稳定性与基本顶高度及其断裂位置关系密切。
随着基本顶高度增加,巷道围岩变形量逐渐增加。
当基本顶断裂位置位于巷道正上方时,沿空巷道围岩变形量最大。
当基本顶断裂位置位于窄煤柱外侧时,基本顶高度为0m时巷道围岩变形量最小。
当基本顶断裂位置位于实体煤壁内时,基本顶高度为5m、10m时巷道围岩变形量最小。
掘巷位置应选择在基本顶断裂线的内侧,应避免在基本顶断裂线正下方布置巷道。
(4)巷道支护应考虑基本顶断裂位置对沿空巷道稳定性影响,根据巷道围岩应力集中程度及范围确定锚杆支护参数。
(5)工程应用效果表明,留设煤柱宽度是合理的,基本顶断裂位于煤柱靠近采空区侧上方,支护方案能够有效控制巷道围岩变形,满足了工作面回采要求,并取得了满意的技术经济效益。
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( School of C ivil and E nvironmen ta l E ng ineering, B eijing U niversi ty of S cien ce and T echnology, B eijing 100083, Ch ina )
1 概
况
靖远煤业有限责任公司红会四矿 4702 工作面 是综合机械化放顶煤 开采工作面。其上部以北为 4604工作面, 该工作面 原设计为综采工作面 , 但 在施工过程中遇见空巷、空棚 , 探测区内仍有非正 常区, 已无法按原设计进行综放开采。经过研究 , 调整为首先综放开采下区段的 4702 工作面。两工 作面之间有 5~ 30 m 宽、长度约 300 m 异形煤柱相 隔 (图 1) 。尽管 4604 工作面无法综放开采, 但鉴 于该采面整个生 产系统已基本形成, 决定在 4702 综放面开采期间和开采后 , 经过排放积水和通风处 理等措施, 可利用已 有生产系统用 其它方法回采 4604工作面内受侵扰的煤炭资源。 ( 1) 4604 机巷为锚网支护 巷道, 巷道高 2 9 m, 宽 3 7 m。顶板支护采用 14 mm 快硬水泥金 42
Evolution and control of surrounding rock releasing ring in m ine gatew ay of fully m echan ized top coal caving m ining face w ith irregular coal pillars retained for next sublevel
, 松动圈所处的区域 , 其实就
( 1) 煤柱宽 5 m 时 , 整个煤柱内的垂直应力 均小于原岩应力 6 5M Pa, 说明煤柱内两侧的松动 区已贯通; 煤柱宽 10 m、 15 m、 20 m 时 , 煤柱内 两侧均有厚约 2 5 m 的 松动区; 煤柱 宽 30 m 时 , 煤柱内靠近巷道侧有厚度约为 1 3 m 的松动区 , 煤 柱内靠近采空区侧有厚度约为 3 m 的松动区。 ( 2) 从不同煤柱宽度时松动圈厚度大小对比 看 , 煤柱宽 20 m 以下时 , 巷道受采动 影响较大 , 而煤柱宽 30 m 时受采动影响很小, 这一点从不同 43
图 3 理论分析围岩状态 [ 1]
采动影响下的力学状态 进行数值模拟 分析, 由于 4604沿空留巷稳定的关键在于对护巷煤柱进行很 好的加固和控制。因而, 此处主要对 4604 机巷下 山侧煤柱内的松动区进行分析 , 松动区的范围根据
图 2 4604 机巷顶底板岩性分布示意
巷道周边的垂直应力来判断, 近似认为垂直应力小 于原岩应力的区域为松动区。在建立数值计算模型 时 , 围岩内的原始垂 直应力近似按 上覆岩层重量 ( H ) 来进行计算 , 根据该巷道的地质资料和埋深 确定出煤柱内的初始垂直应力约为 6 5 M Pa 。 图 4 为加固前在 4702 工作面采动影响下不同 煤柱宽度时煤柱内垂直应力分布曲线 ( 图 4 中横 坐标为零处是护巷煤柱靠近采空区侧煤壁的位置 , 横坐标 - 5 , - 10, - 15 , - 20 , - 30 m 分别是不 同煤柱宽度时护巷煤柱靠近巷道侧煤壁的位 置 ) , 从中可大概判断出加固前煤柱内松动区大小。
[ 2]
4 增强锚杆支护参数的确定
对受采动影响的巷道, 有 2 种松动圈厚度值 : 一是采前静态松动圈 L po, 二是采动影响最大时松 动圈数值 L pd。文献 [ 2] 指出 , 在对采动影响巷 道进行锚喷支护设计时 , 有 2 种方法: ① 根据静 态松动圈 L po设计 , 此种方法有利于提高掘进施工 速度和降低巷道成本 , 不过回采期间须超前工作面 20~ 50 m 增设加强支护 ; ② 根据动压松动圈 L pd进 行设计 , 此种方法能改善工作面端头支护状况和简 化工作巷道的超前支护, 有利于回采工作面的顺利 进行。 对于该文中的综放沿空留巷, 由于受采动影响 很大, 采前静态松动圈近似为 1 3 m, 而动压松动 圈则达到 2 5 m, 几乎增加了 1 倍。如按动压松动 圈进行设计 , 则所设计的锚杆会太长而不经济。而 如按静态松动圈设计 , 由于考虑到采动影响太大 , 所设计的锚杆长度值会太小, 即使回采期间超前增 强支护 , 恐怕也难以保证巷道的稳定性。因此 , 锚 杆参数的设计采取了一种折中的方法 , 即锚杆长度 适当比按静态松动圈设计长, 但比完全按动压松动 圈设计短, 最终确定 煤柱两侧增强 锚杆的长度为 2 2 m, 同时在巷道顶板打上一排锚索, 并在回采 期间用单体液压支柱进行超前临时增强支护。
Abstrac t : W ith the ca lculation o f the num er ica l va lue , the pape r had go t the vertica l stress d istribution around the gatew ay . W ith the ver tica l stress distribution, the paper judged the area o f the re leasing zone a round the ga te w ay . The approx i m ation ho ld tha t the vertica l stress w as sm a ller than the re leasing zone o f the in-situ rock stress a rea . F ro m the d ifferen t coa l p illar w idth , a thickness of the re leas ing ring for the g ate w ay of fu lly m echan ized top coa l cav ing m iing face reta ined for next leve l can be obta ined. B ase on the th ickness ca lcu la tion of the re leasing zone , a bo lt para m eter des ign w as m ade . A fter the site investigation, a good suppo rt result w as obta ined. K ey word s : re leased r ing ; fu lly mechan ized top coal cav ing; irregular coal p illars ; gateway reta ined for next sub leve l
图 5 加固后不同煤柱宽度时煤柱内垂直应 力对比
的松动区已接近贯通; 煤柱宽 10 m 时, 煤柱内靠 近巷道侧松动区厚度约为 2 1 m, 靠近采空区侧约 为 2 2 m; 煤柱宽 15 m 时, 煤柱内靠近巷道侧松 动区厚度约 为 2 1 m 的 , 靠近采 空区 侧约为 2 5 m; 煤柱宽 20 m 时, 煤柱两侧松动区厚度均约为 2 5 m; 煤柱宽 30 m 时, 煤柱内靠近巷道侧有厚度 约为 1 3 m 的松动区 , 煤柱内靠近采空区侧有厚度 约为 3 4 m 的松动区。 ( 2) 从加固前后的对比看 , 总体上松动圈厚度 变化不大, 煤柱宽度为 15 m 以下时, 松动圈厚度 略有减小, 这印证了董方庭等曾提出的观点: 锚网 支护并不能明显影响松动圈的厚度, 支护的主要作 用是将破碎的岩体重新约束和连接起来, 形成一个 连续的挤压锚固体来支撑巷道围岩, 加固锚杆也能 很好地控制松动圈内岩体的碎胀变形
。
此外, 文献 [ 2] 在大量现场实测松动圈的基 础上, 提出了以稳定松动圈厚度值为指标的巷道围 岩分类方法。同时对于采动巷道围岩分类按下式进 行折算 : 式中 L pd L k L = kL pd 动压松动圈 , cm; 折算后的静态松动圈Байду номын сангаас, cm; 修正系数, 一般取 0 82~ 0 92。
第 33 卷第 5 期
煤炭科学技术
2005 年 5 月
地质条件简单。一层煤以黑色、块状、半亮型煤为 主 , 贝壳状断口 , 坚硬, 煤的普氏系数 f = 2 2 。巷 道底板约有 0 8 m 厚的煤皮, 底板 0 8 m 以下为粉 砂岩, 巷道顶板约有 6 m 厚的煤层, 再往上主要为 粉砂岩。煤层顶底板岩性如图 2 所示。
2 松动圈厚度的确定方法
在岩体中开挖巷道以后, 破坏了原岩应力的平 衡状态 , 在围岩中产生应力集中, 如果围岩应力大 于岩体强度 , 围岩将产生变形与破坏 , 导致巷周岩 体强度降低 , 从而形成围岩松动圈。理论分析的围 岩状态如图 3 所示 是
[ 1]
图 4 加固前不同煤柱宽度时煤柱内垂直应 力分布
( 3) 异形煤柱指煤柱一方面沿走向方向宽度 发生变化, 另一方面煤柱在综放采场一侧和巷道一 侧的高 度 不对 称。由 于 调 整 了 开 采 顺 序, 使 得 4604机巷变成了异形煤 柱沿空留巷, 而沿空留巷 在采动的巨大扰动压 力影响下, 变 形量将大大增 加。特别是在一次采动影响期间, 顶底板移近速度 会很大 , 巷道变形加剧。而 4604 机巷原支护设计 方案并未考虑 4702 工作面采动影响 , 因此必须在 原支护方案的基础上 , 有针对性地采取巷道围岩控 制措施 , 特别是应该对护巷煤柱进行很好的加固和 控制。而为了确定合适的锚杆支护参数, 有必要对 采动影响下的沿空留巷的松动圈厚度进行分析。
应力降低区 , 即围岩切向应力低于原岩应力
的区域。因此, 在确定巷道周边的松动圈厚度时 , 如果能采取适当的力学分析方法, 计算出应力降低 区的范围, 就可以近似将应力降低区的厚度作为松 动圈的厚度。
3 松动圈厚度的数值模拟计算
采用 FLAC2D 程序对 4604 机巷周边的围岩在