巷道维护原理和支护技术

2.煤柱的应力分布 （1）一侧采空煤柱（体）的弹塑性变形区及铅直应力的 分布 假设采空区周围的煤柱（体）处于弹塑性变形状，煤柱 的铅直应力σ y的分布如图8-3中1所示。σ y随着与采空去边 缘之间距离x的增大，按负指数曲线关系衰减。在高应力作 用下，从煤体（煤柱）边缘到深部，都会出现塑性区（靠采 空区侧应力低于原岩应力的部分称为破裂区）、弹性区及原 岩应力区（图8-3）。弹塑性变形 状态下，煤柱（体）的铅直应力 σ y的分布如图8-3中2所示。
第八章 巷道维护原理和支护技术
8.1 无煤柱护巷
8.1.1 护巷煤柱的稳定性
留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留煤 柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留 设一定宽度的煤柱，使下区段平巷闭开固定支承压力峰值 区（图8-1）。
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区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、
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（2）护巷煤柱保持稳定的基本条件 护巷煤柱一侧为回采空间，一侧为采准巷道。回采空间 和采准巷道在护巷煤柱两侧形成各自的塑性变形区，塑性区 的宽度分别为x0 、x1（图8-7）。因此，护巷煤柱保持稳定的 基本条件是：煤柱；两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在 一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤主高度的2倍。 因此，即使在煤柱内开掘一条非常窄的巷道，也会引起煤柱 应力重新分布，造成有效支承面积减少。煤柱支承能力急剧 下降。
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（2）两侧采空煤柱的弹塑性变形区及铅直应力的分布 两侧均以采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采 引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B，主要有三种类型： ① B>2L时（图8-4），煤柱中央的载荷为均匀分布，且 为原岩应力 γ H 。由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中 央，一般仍为破裂区、塑性区、弹性区，以及原岩应力区。
运输、排水、安全都有力。但是，媒柱损失高达 10 ％～ 30%；且回风巷受二次采动影响，巷道维护困难，支护费 用高。煤柱支承压力向底板传播，不仅影响临近煤层的 开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患。 煤柱宽一般为10～30m。
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1.煤柱的荷载
（1）煤柱荷载的估算
目前国内外研究都认为，护巷煤柱上的荷载，是
长期处于塑性流动状态而遭到破坏。
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3.护巷煤柱的稳定性 （1）护巷煤柱的宽度 煤柱的宽度是影响煤柱的稳定性和巷道维护的主要因素。 煤柱的宽度决定了巷道与回采空间的水平距离，影响到 回采引起的支承压力对巷道的影响程度及煤柱的载荷。煤柱 的极限承载能力，不禁取决于煤柱的边界条件和力学性质， 还取决于煤柱的几何尺寸和形状。
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② 2L>B>L时，在煤柱中央由于支承压力的叠加，应力大
于γ H，沿煤柱宽度方向应力呈马鞍形分布，弹塑性变形区及
应力分布见图8-5。 ③ B<L 时，两侧边缘的支承压力峰值将重叠在一起，煤 柱中部的载荷急剧增大，应力趋向于均匀分布（图８－６）。 受两侧采动影响时，K值可达到4～5以上，在煤柱中央可能因
－采空去上覆岩层跨落角； －上覆岩层平均体积力，kN / m3。
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煤柱单位面积的平均载荷即平均应力:
上述计算尽管经过简化，以平面问题代替空间问题， 以均质的上覆岩层取代复杂的岩层赋存状况，不考虑 煤住边缘部分会产生应力集中以及由于煤住边缘部分 破坏引起应力向煤柱深部转移，未涉及上覆岩层的移 动等。但迄今它仍为比较简单和实用的煤住载荷估算 方法，并认为平均应是判断煤柱载荷的重要参数。
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煤柱（体）的承载能力，随着远离煤体（煤柱） 边缘而明显增长。在距煤体（煤柱）边缘一定宽度内， 存在着煤柱（体）的承载能力与支承压力处于极限平 衡状态，运用岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度， 即支承压力峰值与煤体（煤柱）边缘之间的距离x0为：
m K H C cot x0 ln 2 f p1 C cot
B D H D cot / 4 P B B
2
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（2）煤柱宽度的理论计算
护巷煤柱宽度的理论计算有按煤柱的允许应力，煤 柱能承受的极限载荷，以及按煤柱应力分布等多种方 法。各种方法的基本点都认为：煤柱的宽度必须保证 煤柱的极限载荷σ y不超过人它的极限强度R。
B x0 2m x1
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8.1.2老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系
1.沿空巷道顶板关键岩层 煤层顶板岩层中，由于成岩矿物成分及成岩环境等因素 不同，岩层厚度核力学性质存在较大的差别。其中一些较坚 硬并具有一定厚度的岩层起着主要的控制作用，他们破断后 形成的结构直接影响着采场及周围巷硐的矿压显现和岩层活 动，这些对岩体活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键 层。关键层判别的主要依据是其变形和破坏特征，即关键层 破断时，其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调 一致的；前者称为岩层活动的主关键层，后者为亚关键层。 关键层理论是分析研究沿空巷道上覆岩层稳定性的理论基础， 与采场相比沿空巷道顶板岩层结构具有以下特征：
由煤柱上覆岩层重量及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩
层转移到煤柱上的部分重量所引起的。
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如图8-2所示，一单位煤住长度上的总载荷P为：
式中
D 2 cot p B D H 4
B 煤柱宽度，m; D-采空区宽度，m； H－巷道埋深，m；
煤柱的极限强度见7－5、7－6式，煤柱的宽度B计 算式：
1 2 B B D H D cot R 0.778 0.222 c 1000 B 4 h 1 2 B B D H D cot R 0.64 0.36 c1 1000 B 4 h
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式中
K 应力集中系数； p1 支架对煤帮的阻力； m-煤层开采厚度; C-煤体的粘聚力;
-煤体的内摩擦角;
f-煤层与顶板接触面的摩擦因数;
-三周应力系数, =
1+sin . 1 sin
在生产实际中，x0的变化范围为3~20 m，一般为 5~12m。应力降低区宽度的变化范围为2~7m , 一般为 3~5m。