唐安煤矿1.5Mta新井设计【含CAD图纸+文档】
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浅析综放沿空掘巷围岩结构及其控制摘要:沿空掘巷可以在很大程度上减少“两巷”煤柱损失量,有利于提高采区采出率,达到充分利用资源的目的。本文主要阐述分析了沿空巷道上覆岩层结构、围岩控制原理、煤柱应力分布规律以及窄煤柱宽度的合理留设等问题。并结合数值模拟分析结果,总结了在给定条件下不同尺寸煤柱的应力分布及变形规律,得到了较为合理的煤柱宽度值。关键词:沿空巷道; 三角块; 应力分布; 窄煤柱宽度1绪论1.1问题背景及意义目前我国己经成为世界上最大的能源生产国和能源消费国之一。我国经济正处在快速增长时期,一次能源生产量和消费量均超过世界总量的10%,其中,煤炭生产量和消费量约占世界总量的30%,且我国在一次能源的生产和消费构成中,煤炭所占比重约为2/3,经预测到2010年煤炭占60%左右,2050年将占50%以上,因此,能源结构长期以煤为主。煤炭资源从浅部开始开采,随着浅部资源的日益枯竭,国内外都陆续进入深部资源的开采,煤矿深井开采是世界上大多数国家主要采煤国家目前和将来要面临的问题。因此,合理利用浅部资源,避免过早进入深部开采成为我们要解决的问题。而在许多矿井采用传统宽煤柱护巷方式,煤炭采出率低,这主要是由于护巷煤柱宽度过大而造成的。而有的矿井区段煤柱的留设及采场周围巷道的布置不合理也在很大程度上直接影响到采区采出率。因此实现回采工作面无煤柱开采或最大限度减少“两巷”煤损量,对提高采区采出率具有重要意义。我国煤炭产量的95%以上来自地下开采,回采巷道的掘进与支护是矿山建设和矿井生产过程中量大、面广的工程。巷道支护是煤炭开采中一项关键技术,可靠的支护技术是实现矿井安全、高效的必备条件。随着矿井产量和效率不断提高,要求巷道断面越来越大、成巷速度越来越快,传统的巷道设计方式越来越不能满足采掘接替的需要。巷道之间保留煤柱,以及巷道与回采工作面之间保留煤拄护巷一直是煤矿中传统的护巷方法,对提高煤炭资源的采出率极为不利。近三十年来,无煤柱护巷技术得到迅速发展,沿空掘巷是我国无煤柱护巷的主要形式,在国内外己获得广泛应用。沿空掘巷技术对合理开发地下资源,提高煤炭采出率,延长矿井开采期限具有重要意义,采用沿空掘巷的方法维护回采巷道的必然趋势,也是支护技术改革的关键技术之一。20世纪70年代以来,沿空掘巷技术得到一定程度的推广,但其沿空掘巷支护方式大多为架棚支护,架棚支护属被动式支护,在复杂困难条件下(大断面、高应力、高瓦斯、易自燃、采空区涌水量大)沿空掘巷,其巷道还存在难支护、采空区难以隔离等技术难题。在沿空掘巷中采用锚杆支护,比在实体煤巷道中采用锚杆支护存在更大困难,主要是:(1)由于沿空侧煤体在矿山压力作用下变得更加破碎,给巷道的掘进与支护带来更大困难,采用锚杆支护首先应保证巷道在掘进期间的稳定;(2)由于沿空掘巷在工作面回采期间的矿压显现较实体煤巷道在回采巷道更加剧烈,必须控制巷道在工作面回采动压影响期间的剧烈变形,保证工作面的正常推进。在我国煤炭产量逐年增加,每年需要掘进大量的回采巷道,随着开采规模不断扩大,沿空掘巷是必然趋势。1.2国内外研究现状我国的薄及中厚煤层沿空送巷最早可追溯到建国初期,大体上经历了以下几个发展时期:早在20世纪50年代我国已有个别矿井自发地应用沿空掘巷技术;60年代的初期试验阶段;70年代沿空掘巷技术有所发展,并开始矿压研究,取得了可喜的成果;80年代初期提出了沿空掘巷巷道围岩变形特征;90年代随着锚杆支护的大面积应用推广,极大促进了沿空掘巷技术的发展。但对煤柱的宽度没有统一的认识,在许多矿井中,煤柱宽度从1-5 m直至20-30 m不等。国外,如澳、英等国不搞沿空掘巷,他们认为由于相邻工作面开采的影响,在本工作面顶板中距相邻工作面采空区一定范围内产生采动倾斜裂缝,煤巷布置在裂缝中围岩是非常不稳定的,布置煤巷时应该躲开这些裂缝。因此,区段平巷的护巷煤柱尺寸是巷道埋藏深度的1/10,至少应当在15 m以上。美、德等国的区段煤层平巷均布置在实体煤中,俄罗斯、乌克兰的沿空掘巷只采用金属支架支护。窄煤柱沿空掘巷在我国应用较早,窄煤柱护巷最早应用于20世纪50年代,国内学者对此作过大量的研究,一般认为留窄煤柱沿空掘巷不仅在掘巷期间围岩变形剧烈,而且在巷道掘出后仍保持较大速度的持续变形,但这一结论是建立在薄及中厚煤层巷道棚式支护基础上的。特别自90年代以来,随着支护理论和支护的发展,我国回采巷道用小煤柱护巷有了前所未有的发展,在沿空掘巷的机理、矿压显现规律及“支架-围岩”关系、合理滞后时间,以及在支承压力作用下的沿空掘巷等方面进行了一些基础研究工作。但目前对煤柱的合理宽度一直没有统一的认识,其结论差别较大,导致某些应用窄煤柱维护的巷道支护困难、甚至严重制约回采工作面推进。另外随着锚杆支护技术的迅速发展,沿空掘巷支护方式由架棚被动式支护发展为高预紧力、高强度的锚杆支护,沿空巷道的围岩变形规律及矿压控制方式有了新的改变,但如何保持回采期间的煤柱稳定性以及如何进行超前煤柱加固还有待进行研究。2沿空掘巷上覆岩层稳定性分析从围岩力学性质和应力环境来分析,沿空掘巷是一类特殊的回采巷道。由于上区段工作面回采,采空区上覆岩层垮落,基本顶初次来压形成“O-X”破断,周期来压即基本顶周期破断后的岩块沿工作面走向方向形成“砌体梁”结构,在工作面端头破断形成弧形三角块。弧形三角块断裂在煤壁内部、旋转下沉,它的运动状态及稳定性直接影响下方煤体的应力和变形,沿空掘巷在其下方,一般在采空区上覆岩层基本稳定后掘进,即弧形三角块形成稳定结构以后掘巷,巷道掘进一般不影响三角块结构的稳定;受到下区段工作面回采超前支承压力作用,弧形三角块结构的稳定性及运动状态必将发生较大的改变,并通过直接顶作用于沿空掘巷,弧形三角块结构的稳定性及运动状态对沿空掘巷的稳定性有重要影响。现场实践也表明:沿空掘巷在掘进影响阶段及掘后稳定阶段变形较小,受工作面采动影响后,巷道围岩活动剧烈,加上围岩松软破碎,造成工作面回采时巷道变形量很大。基本顶的稳定状况及位态直接影响沿空掘巷围岩稳定状况,因而,基本顶破断后形成的结构构成了沿空掘巷的上部边界。通过建立沿空掘巷基本顶三角块结构的力学模型,对三角块结构稳定性进行力学分析,揭示基本顶三角块结构稳定性原理及其对沿空掘巷的影响,从理论上研究分析综放沿空掘巷外部围岩的稳定条件。2.1综放沿空掘巷的基本特点综放沿空掘巷是一种特殊类型的回采巷道,采用锚杆支护时,巷道一般沿煤层底板布置在上工作面采空侧变形后处于稳定的煤体中,留16m的小煤柱护巷。因此,了解综放沿空掘巷的工程地质条件和生产技术条件是研究该条件下巷道矿压显现及进行巷道围岩控制的基础。2.1.1巷道围岩性质在放顶煤开采条件下,开采煤层厚度均大于5m,煤体本身因变质程度等因素的影响,单轴抗压强度通常在530MPa之间,煤体裂隙比较发育。煤层的直接顶岩层通常由碳质页岩、泥质页岩等强度较低的岩层组成,厚度不大,煤层采出后,直接顶岩层一般随煤层的采出而及时垮落。而位于直接顶之上的老顶岩层,由厚度较大、强度较高的砂岩、石灰岩等组成,并不随直接顶的垮落而及时垮落,而可能发生规则的垮落,岩块互相铰接,或者只发生一些弯曲下沉,由于顶板垮落特点和赋存状态比较特殊,将会对综放沿空掘巷在掘进和经受回采时的变形破坏发生较大的影响。煤层底板中一般紧靠煤层的岩层多由碳质页岩、泥质页岩或砂质页岩等组成,强度通常较低,这层岩层的厚度及岩性对巷道的稳定性及巷道的底臌影响很大。较深部的底板通常强度较高,对巷道的围岩变形一般不会产生本质性的影响。随着综放工作面回采的进行,采场上覆岩层发生大范围的垮落,引起采场围岩压力向周围煤体转移,使之处于加载状态,由于该应力集中程度多高于煤体强度,故采空侧煤体在较大范围内发生位移,甚至破坏,强度进一步降低。当采空侧上覆岩体垮落稳定后,巷道在变形甚至局部破坏后的煤体中留小煤柱沿煤体底板掘出,巷道的两帮及顶板均为煤体,其围岩性质与其它类型的回采巷道的围岩性质相比,力学性质很差。在此意义上说,综放沿空掘巷围岩为软弱破碎围岩,巷道支护尤其困难。2.1.2巷道围岩力学环境综放沿空掘巷的围岩力学环境与其它类型的回采巷道相比,一般具有以下四个显著的特点:1)巷道处于应力降低区巷道因沿上工作面采空侧煤体的底板掘进,由于掘巷前采空侧煤体在较大范围内己产生变形或者局部破坏,造成煤体应力卸载,当采用沿空掘巷时,巷道处于应力降低区内,这种力学环境对沿空掘巷的稳定是有利的。2)掘巷期间围岩应力集中程度小巷道本身在应力降低区内掘进,且巷道顶部及两帮的煤体裂隙发育程度较原始状态更高,已基本呈塑性状态,故掘巷过程所引起的围岩应力的再分布相对于其它回采巷道来说,其影响并不是很明显。也即,综放沿空掘巷引起的应力集中程度不大,对巷道稳定性影响较小,这是综放沿空掘巷围岩应力场的主要特点之一。3)回采期间应力集中程度很大综放沿空掘巷在掘巷影响及稳定期内,巷道围岩应力较小,巷道变形并不严重。但在本工作面回采时,采场上覆岩体结构发生变化,应力重新分布并向周围的煤岩体转移,巷道上覆煤岩体的应力产生叠加,导致巷道围岩结构的外部载荷急剧加大,巷道围岩变形量很大,一般地,工作面受采动影响时巷道的围岩变形量是巷道掘进期间的56倍甚至更大。因此,这类巷道在采动影响时的变形量是很难控制的,而采用锚杆支护对维持其稳定则具备更有利的条件。4)巷道围岩松散破碎受到上一区段工作面采动影响,窄煤柱巷道附近围岩总体上处于塑性破坏状态,巷道围岩变形量大,支护困难。2.1.3巷道的维护特点从综放沿空掘巷的维护特点及生产条件来看,它具有以下维护特点:1)服务年限短与其它回采巷道类似,综放沿空掘巷的服务年限较短,一般在2年之内,当本区段工作面回采完毕后即报废,故对其支护要求并不高。2)巷道断面综放沿空掘巷采用合理的断面形状,一方面可以保持巷道的完整,这对巷道的稳定性是极为有利的;另一方面,也可以改善回采工作面端头的维护、提高断面利用率。因此,综放沿空掘巷大多选用矩形或梯形断面。相应地,巷道锚杆支护结构及支护原理也不同于其它类型的回采巷道。3)巷道维护要求综放沿空掘巷的维护从工程的角度来说,对巷道的要求并不高,巷道围岩可在不发生破坏失稳和巷道断面满足正常生产要求的前提下,允许有较大的变形量。4)巷道的维护原理及技术与一般的地下岩体工程不同,综放沿空掘巷围岩在上覆岩层运动和采动影响下发生变形破坏,所以其支护原理与支护技术都是围绕下述两个方面展开的:一是上覆岩层运动过程、规律和采动影响引起围岩应力和变形的变化规律;二是锚杆支护形成围岩锚固结构的机理、锚固结构特点、锚固结构承载性能、锚固结构变形破坏特征,以及在此过程中锚杆的作用等。2.2综放沿空掘巷上覆煤岩体破断特征2.2.1综放沿空掘巷老顶破断的基本规律综放工作面自开切眼向前推进一段距离时,首先在悬露老顶的中央及两个长边形成平行的断裂线I1、I2,再在短边形成断裂线II,并与断裂线I1、I2贯通,最后老顶沿断裂线I和II回转且形成分块断裂线III,而形成结构块1、2。老顶在采空区中部接触矸石后,运动较平缓。老顶初次破断后的平面图形近似呈椭圆状,见图2.l a。图2.1 老顶破断的基本形态随着工作面的继续推进,顶板出现周期性垮落,依次出现断裂线I2,并绕周边断裂线II回转形成周期性顶板垮落,如图2.1b所示。又形成新的结构块,即图2.1b中的1、3结构块。沿空掘巷的直接顶板除采空区自然冒落外,必然由于结构块即2、3结构块的运动而被迫下沉。因此,结构块2、3的稳定状况直接影响沿空掘巷的稳定状况。一般来说,窄煤柱很难阻止结构块3的旋转下沉。当老顶破断下沉时,窄煤柱进入塑性屈服状态,使其适应结构块3的旋转下沉,以减小对窄煤柱的压力。2.2.2综放沿空掘巷上覆岩体破断结构综放沿空掘巷上覆岩体通过巷道顶煤与巷道发生作用,当上区段工作面的煤层采出后,上覆岩体的垮落特征、垮落后的赋存状态在一定程度上取决于老顶岩层的断裂特征及其垮落后的赋存状态。为此,上区段工作面的回采造成综放沿空掘巷上覆岩体的断裂具有如图2.2所示的几个过程。图2.2 综放沿空掘巷上覆岩体结构 1)上区段工作面煤层采出时,工作面端头一般有两架支架不放煤,加上原来的巷道宽度,计有7m左右的顶煤不放出,故在工作面支架推过后,这部分煤层因破坏严重而在支承压力和自重的作用下首先垮落。垮落后的赋存状态如图2.2中的I部分所示。 2)工作面支架推过后,随着上区段煤层的采出和靠近采空侧未放煤段煤体的垮落,直接顶岩层随之发生不规则或规则的垮落下沉,最终与其上位的老顶岩层发生离层。在这个过程中,由于上区段工作面中部和靠近采空侧煤层的采出程度不同,直接顶的垮落下沉也是不同的。当煤层完全采出时(如工作面中部),直接顶一般为不规则垮落,如图2.2中的II部分;当煤层不是完全采出时(如工作面两端),直接顶可能是规则的垮落,如图2.2中的III部分。 3)老顶岩层在直接顶垮落后,一般在侧向煤体内断裂,并发生回转或弯曲下沉,直至在采空侧形成如图2.2中所示的岩块A、岩块B、岩块C组成的铰接结构。该结构的稳定性与采空区充满程度及老顶岩层的断裂参数密切相关。 4)在老顶岩层垮落过程中,其上覆载荷岩层随之发生垮落。据此,可将综放沿空掘巷上覆岩体的垮落运动分为两组:其一是随煤层的开采而不规则、或者规则垮落的直接顶岩层;其二是老顶岩层及其上部载荷岩层垮落后能形成平衡结构的岩层。相应地,上覆岩体垮落稳定后,综放沿空掘巷在如图2.2中IV所示的位置掘进。该巷道与上覆岩体结构的平面关系如图2.3所示,其中综放沿空掘巷位于关键块B的下方。对比图2.2和图2.3可见,岩体A为本区段工作面上方的老顶岩层,块体B为上区段工作面采空侧的弧三角块,块体C为上区段工作面采场中的断裂块。由此可见,块B对于综放沿空掘巷上覆岩体结构的稳定是很重要的,在此称之为关键块。图2.3 综放沿空掘巷与上覆岩体结构的平面关系示意图2.3综放沿空掘巷围岩关键块体力学模型沿空掘巷一侧为未开采的实体煤、另一侧为上区段采空区,上区段工作面基本顶在实体煤侧为固支边,端头基本顶的垮落特征:在工作面端头部位的破断线呈弧形,形成弧形三角块B,见图2.4 (a)。图2.4 综放沿空掘巷三角块结构力学模型根据基本顶的破断、运动特征,结合图2.4 (a)对弧形三角块结构作如下简化: 1)基本顶在煤体侧的断裂线深入煤壁内,破断形成弧形三角块B后,以煤体之上的断裂线为轴,向下旋转。 2)一个工作面的周期来压步距基本相等,即基本顶的破断特征基本相同,因此,将弧形三角块简化为等腰三角块,简称三角块,在煤壁内的边长为工作面的周期来压步距,另两边相等。 3)基本顶之上的软弱岩层可视为作用于其上的载荷,受到工作面采动影响之前,三角块B上部的软弱岩层与其上部硬岩层离层、失去力的传递。 4)三角块B以给定变形作用于下方的直接顶和煤体。 5)三角块B与实体煤侧的岩体A、采空区侧的块体C形成铰接结构,简称为三角块结构。 6)留窄煤柱沿空掘巷,工作面回采影响阶段,在超前支承压力和侧向支承压力叠加作用下,A岩块下方的煤体、直接顶压缩下沉,C岩块下方的矸石压缩下沉,B岩块发生旋转下沉,其稳定性及位态发生变化。根据上述简化建立沿空掘巷三角块结构力学模型,见图2.4 (b)所示。2.4综放沿空掘巷上覆岩体稳定性分析留窄煤柱沿空掘巷,巷道与基本顶三角块结构的平面和剖面关系见图2.4所示。综放沿空掘巷远离基本顶三角块结构,可以认为基本顶三角块结构是沿空掘巷的上部边界,在不同阶段,三角块结构的受力状况相差较大,它的运动状态及稳定性是变化和发展的,使得沿空掘巷的外部力学环境更为复杂,三角块结构的运动状态和稳定性通过直接顶、老顶影响巷道稳定性。基本顶三角块结构的稳定性变化过程为:上区段工作面回采后采空区上覆岩层冒落而形成该结构、沿空掘巷对该结构扰动、本区段工作面回采时超前支承压力对该结构的作用,其稳定性是一个从掘巷前的稳定状态掘巷期间的扰动掘巷后的稳定工作面采动影响稳定状态改变的动态响应过程。其稳定状况主要可分为掘巷前、掘巷后及工作面采动影响三个阶段。2.4.1掘巷前上覆岩体结构稳定性分析综放沿空掘巷是在上一区段开采以后,上区段综放工作面采空区冒落歼石稳定的条件下进行开掘的。综放巷道掘进期间上覆岩层结构平面及剖面如图2.4所示,可以看出,当上区段回采时,随着工作面的不断往前推进、在其侧向与下工作面连接处,老顶发生破断,形成弧三角形板B,岩块B的一端回转后在采空区触矸,另一端在下区段的煤壁里面断裂。岩块B虽有一定的回转下沉,但它与岩块C、岩体A互相咬合,形成铰接结构。 在上覆岩层大结构中对综放沿空掘巷稳定性影响最大的是老顶的弧三角形块B,称为关键岩块。岩块B的稳定性服从S-R ( Sliding-Rotation )稳定性原理。岩块B在下区段煤壁里面断裂的位置,主要取决于顶煤和直接顶的厚度,顶煤、直接顶、老顶的岩石力学性质以及老顶和其上载荷层的厚度等因素。当顶煤和直接顶厚度在820m时,顶煤和直接顶的强度属于中等,通过应用FLAC程序进行数值分析,老顶在煤壁内断裂的距离一般在28m,兴隆庄煤矿和王庄煤矿分别为6和8m。由于老顶在下区段煤壁内断裂,加以工作面端头一般有23架支架不放顶煤,因而关键块B受到下面顶煤和直接顶的有力支撑,弧三角形关键块B同时受到岩体A和两侧岩块C的夹持,即关键块B在其整个周围均受到相临岩块的水平推力作用。通常情况下,岩块B的稳定性是很好的。2.4.2掘巷后上覆岩体结构稳定性分析由图2.2和图2.3中综放沿空掘巷与基于老顶岩层的上覆岩体结构的剖面关系和平面关系可见,巷道在上覆岩体结构下方的煤体中掘进,巷道上方赋存的顶煤和直接顶厚度较大,巷道一般远离上覆岩体结构;同时,巷道的掘进位置又处于支承压力相对较小的低应力区中。因此,巷道掘进对其上覆煤岩层的扰动并不会影响到上覆岩体结构的稳定,关键块B的变形及受力特点不变,上覆岩体结构将保持原有的稳定状态。2.4.3采动影响时上覆岩体结构稳定性分析综放沿空掘巷在受到本区段工作面回采影响时,巷道与上覆岩层的关系如图2.5所示。图2.5 回采时综放沿空掘巷与上覆岩体结构的平面关系图2.6 回采时综放沿空掘巷与上覆岩体结构的剖面关系由图2.5可见,综放沿空巷道在本区段工作面回采时,上覆岩层大结构原有的平衡状态将受到强烈影响,其过程可归结为:本区段工作面回采时,采空区老顶岩层产生新的破断,长边破断线直接与原有关键块B相接,即新产生的岩块A与原有弧三角形块B互相铰接。老顶岩层破断后,分别在回转力矩M和M的作用下回转下沉,岩块A、B均处于运动和不稳定状态,从而对工作面前方的沿空巷道形成较高的支承压力,如图2.6所示。从图2.7中可知,当工作面将要推过岩块B1时,该块将会在回转力矩M1的作用下向工作面后方回转下沉,并影响到其相临岩块B2的稳定,支承压力在块B2上急剧上升,同时也产生向工作面后方回转的力矩M2,在此过程中,造成该块下方的巷道围岩剧烈变形。图2.7 回采时关键块体状态变化对巷道围岩变形影响关系同样,块体B2的运动将会对块体B3产生影响,但其影响程度远小于块B1对块B2的影响。相应地,块体B3原有稳定状态的变化将造成该块下方巷道围岩的较大变形,但其变形程度明显小于块体B2下方的巷道围岩变形;依此类推,由于巷道上覆岩体大结构中各块体间的相互影响,导致巷道在超前工作面一定范围内围岩的变形随着与工作面距离的接近而呈逐步增大的趋势。同时,岩块A对B的影响也有与此类似的情况。3沿空掘巷围岩控制原理3.1沿空掘巷的围岩变形破坏特征根据国内有关沿空窄煤柱巷道的应用研究,沿空掘巷窄煤柱巷道围岩变形有以下特点:1)对于中等稳定围岩的综放沿空窄煤柱巷道,超前90m左右就出现采动影响,明显变形出现在工作面前方35m左右,分别比实体煤巷道增加近20m,巷道剧烈变形在工作面前方010m,综放面沿空巷道顶底板移近量比实体煤巷道增加510倍,两帮相对移近量增大10倍以上。回采影响期间巷道围岩移近量与掘进影响期间相比较,沿空巷道前者是后者的510倍,实体煤巷道前者是后者的1.21.5倍,实体煤巷道的顶、底板及两帮变形大体相近,而沿空巷道两帮移近量大于顶底板移近量,前者是后者的2倍左右。2)由于受多次采动影响,巷道围岩变形量大,并且两帮变形量大于顶底板移近量,刚性支护比较困难,一般情况下,以护为主,以支为辅。3)由于受多次采动影响和移动性支承压力的作用,巷道矿压显现表现出一定的周期性,工作面每推进一段距离,巷道就出现一次剧烈变形,这与工作面顶板来压规律比较相似。4)在掘进期间,巷道变形量沿空侧大于实体煤侧,而在回采期间,巷道变形量是沿空侧小于实体煤侧。5)综放沿空巷道在多次采动影响和上区段采空区侧向支承压力作用下,围岩破碎松散、受力环境复杂、应力分布不均匀、围岩成分特殊、两帮和顶板均为煤体,变形量大且不均衡,巷道支护和维护困难,返修率高,因此综放沿空巷道一般被认为软岩巷道。沿空煤巷锚固体结构由顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮锚固区组成一个有机整体,其变形和破坏是各组成部分相互作用、相互影响的综合结果。由于小煤柱受上区段工作面回采影响很大,煤体的破坏程度较高,当它发生变形破坏时,将使巷道顶板的承载基础作用降低,进而导致顶板向煤柱侧采空区旋转、向巷道内移近和向下沉降,从而造成巷道锚固体结构的变形破坏,即为小煤柱诱导型破坏。而实体煤帮的应力集中程度是最大,回采时常常因过大的垂直应力而向巷道内强烈位移和显著下沉,其过大的移近量将使顶板下沉而垮落,从而导致巷道变形破坏。3.2沿空掘巷窄煤柱巷道锚杆与围岩相互作用机理根据以往的研究结果,锚杆支护对破碎煤岩体的锚固机理主要有3个方面,一是提高锚固体的峰值强度和残余强度,提高锚固体峰值前、峰值后的内聚力C和内摩擦角;二是通过锚杆的轴向力作用使围岩由二向应力状态向三向应力状态转化,改善围岩的应力状态,同时通过锚杆的横向作用,阻止围岩沿裂隙等弱面发生相对滑动,提高弱面的抗剪能力,达到提高锚固体残余强度的目的;三是通过锚杆的锚固作用,在保持较大残余强度的同时,锚固体有控制地发生较大变形,释放围岩变形能,降低锚固体的压力,使锚固体适应综放沿空掘巷围岩大变形特点。3.3沿空掘巷窄煤柱巷道支护原理1)高强度锚杆支护强化巷道围岩强度沿空窄煤柱巷道顶板和两帮均为松散、破碎的煤体,锚杆的作用是对其锚固范围内的煤体提供轴向和径向约束,轴向约束来自锚杆的轴向力,通过护表构件、杆体与孔壁间的作用力对巷道围岩施加围压,将围岩由单向双向受力状态转化为双向三向受力状态;径向约束主要表现为锚杆杆体和锚固剂所提供的抗剪能力,它增加了节理面间的摩擦力,限制了节理面的相对错动,改善了围岩弱面的力学性质,尤其高强度锚杆支护能够使锚固体达到极限强度后的残余内摩擦角和内聚力以及锚杆支护阻力大大提高,特别是支护阻力的提高能显著提高沿空巷道围岩的残余强度和承载能力。通过预应力的作用,锚杆与其锚固范围内的煤体形成具有一定承载能力、可适应围岩变形的锚固平衡拱,从而提高了围岩整体性和稳定性。2)保持窄煤柱稳定是控制围岩稳定的关键由沿空巷道围岩应力分布可知,由于窄煤柱受过上区段采空区侧向支承压力的影响,强度低,承载能力小,在本工作面的采动影响下,发生变形破坏,将支承压力大部分转移到实体煤帮,使得实体煤帮的变形急剧增大,围岩难以控制,因此提高窄煤柱的稳定是控制沿空巷道围岩的关键。要保持窄煤柱稳定就必须提高煤柱的承载能力,而煤柱的承载能力与支护阻力、围岩力学参数等有关,当采用高强度锚杆支护时,能提高围岩的力学参数,显著提高其承载能力。3)高阻让压支护控制围岩变形沿空巷道两帮、顶板均为强度较低的煤体,虽然高强度锚杆支护提高了围岩的强度,但在超前支承压力的作用下,围岩产生大的变形是难以避免的。另外,由于沿空巷道服务时间相对较短,对巷道断面尺寸要求相对较低,允许围岩产生较大变形,因此,沿空巷道的支护要求是在具有较高阻力的同时必须具有较大的变形性能,使围岩的变形能量得到释放而让压,防止支护在高支承压力作用下被破坏,导致围岩变形无控制而失稳。高强度螺纹钢锚杆延伸率大,能较好地适应沿空巷道围岩大变形。4)应用加强支护小孔径锚索防止锚固区外围岩离层和塑性区的扩展由于沿空巷道围岩松散破碎,塑性区范围大,锚固区外煤体发生较大离层,因此要采用小孔径锚索加强支护。锚索支护的原理和锚杆相似,其主要作用是将下部不稳定岩层吊到上部稳定岩层中,更可靠地保证了顶板和两帮的稳定。4沿空掘巷窄煤柱力学状态及其稳定性4.1沿空掘巷窄煤柱的基本特征如图4.1所示,沿空掘巷窄煤柱是在上区段工作面回采后,在采空区冒落矸石稳定的条件下靠近采空区一侧为沿空掘巷所留设的护巷煤柱,按照传统护巷煤柱宽度的概念,位于沿空掘巷与右侧采空区之间,宽度37m的煤柱称窄煤柱,而位于下区段工作面巷道与右侧上区段工作面采空区之间,宽度2030m的煤柱称为宽煤柱。图4.1 综放面沿空掘巷窄煤柱示意图综放工作面采放以后,在其相邻的煤体(柱)上和一定范围的冒落区内将形成增压区、减压区、免压区。如图4.1所示,当右边工作面采放后,由于煤层采放厚度大,冒落矸石和剩余浮煤难以充满采空区,老顶下沉并在采空区边缘发生断裂,煤体上的顶板弯曲并以一定角度向采空区倾斜,侧向支承压力向煤体内转移。在顶板弯曲下沉、支承压力转移过程中,边缘煤体被破坏,形成一定厚度的破碎区,同时,在煤体边缘一定范围(一般07m)内形成应力降低区,为沿空掘巷及窄煤柱护巷创造了有利条件。由于巷道掘出后在围岩内形成破碎区,此时,煤柱两侧均存在破碎区,承载能力较小,而左边工作面采放时,形成超前支承压力,在超前支承压力的作用下煤柱进一步压缩破碎,使顶板再一次发生断裂,巷道压力及变形量急剧增加。因而综放工作面沿空掘进的巷道在受到工作面超前支承压力作用前维护较容易,受到超前采动支承压力作用时维护困难。 1)综放沿空掘巷窄煤柱位于应力降低区,有利于沿空掘巷的维护; 2)留窄煤柱沿空掘巷,扰动了侧向支承压力分布,不仅在掘进期间巷道强烈变形,而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度; 3)窄煤柱裂隙发育、甚至破碎,自身难以保持稳定,而且,其支撑作用小,增加了巷道跨度和悬顶距,沿空掘巷维护困难; 4)对煤柱的合理宽度一直没有统一的认识,其结论差别较大,从15m到1525m不等; 5)在深井厚煤层综放条件下,通过加强锚杆支护系统在沿空掘巷中的应用,可以很大程度上改善窄煤柱护巷的各种问题,保持煤柱和沿空巷道的稳定性。4.2沿空煤体边缘力学状态分析4.2.1沿空煤体边缘应力分布通过现场实测、理论及试验研究表明,采空区边缘煤体的应力分布和变形与破坏状态具有一定规律。煤体边缘的力学状态可以分为以下几个区:(I)卸载松散区:位于煤体边缘,煤体连续性遭到很大程度的破坏,裂隙及其发育呈碎裂状,变形加剧,承载能力下降,在全压力应变过程中处于峰后末端;在此区的巷道受到一定程度的变形压力的影响。(II)塑性强化区:位于卸载区和支撑压力峰值位置之间,煤体己经进入塑性变形和破坏阶段,在较高的围压作用下仍保持其连续性,且有一定的承载能力,在此范围内的巷道受较大的支撑压力和煤体变形压力的影响。(III)弹性变形区:位于煤体边缘支撑压力峰值区过度到原始应力区,煤体有较高的应力,煤体保持弹性变形状态;此范围煤体有较高的承载能力;此区内的巷道变形量较小。(IV)原始应力区:距煤体边缘较远,煤体的应力和变形基本不受采空区的影响。图4.2 倾斜煤层边缘力学状态分区4.2.2采空区边缘煤体垂直应力与水平应力特点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4.3)。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。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4.3 采空区边缘煤层水平和垂直应力曲线4.3沿空掘巷窄煤柱应力分析及变形破坏机理4.3.1沿空掘巷窄煤柱应力分布煤体开挖形成煤柱以后,上覆岩层施加的压力将重新分布,煤柱一定深度内形成支承压力带。由于支承压力的作用和开采扰动等因素的影响,煤壁一定深度的煤岩已破坏。一般认为,煤柱边界处支撑压力为零,随着向煤柱内部深度的增加,支承压力逐渐增大,直至达到峰值。A.H威尔逊通过对煤柱加载试验也发现,在加载过程中煤柱的应力是变化的,如图4.4所示,从煤柱应力峰值到煤柱边界这一区段,煤体应力已超过了屈服点,并向采空区有一定量的流动,从煤柱边界至支承压力峰值这个区域称为煤柱的屈服区(或称塑性区),其宽度用表示。屈服区向里的煤体变形较小,应力没有超过屈服点,大体符合弹性法则,这个区域被屈服区所包围,并受屈服区的约束,处于三轴应力状态,称为煤柱核区(或称弹性核区)。综放开采沿空掘巷条件下的护巷窄煤柱不同于上述煤柱的特点,窄煤柱一侧为采空区而另一侧为沿空掘巷巷道,如图4.5所示。图4.4 煤柱应力分布图4.5 窄煤柱应力分布4.3.2沿空掘巷窄煤柱力学分析通过沿空煤体边缘应力的分析,可以得出沿空掘巷未开掘时的煤柱应力状态,即沿空煤体处于屈服区的部分应力状态。总体来说沿空掘巷窄煤柱处于边缘煤体支承压力降低区,同时位于沿空煤体的应力屈服区,在沿空巷道开掘后,窄煤柱受到沿空掘巷的扰动,应力状态在处于应力降低区和屈服区的前提下将重新分布。在沿空掘巷的同时采用锚杆支护系统加强支护,可以改善窄煤柱的变形与破坏,维持窄煤柱的稳定性。4.4沿空掘巷窄煤柱宽度的合理确定根据沿空掘巷窄煤柱宽度留设的基本要求,确定窄煤柱宽度一般有以下三种方法。1)理论计算法这种方法主要是通过计算模型的建立和简化(如图4.6),在考虑提高锚杆锚固力和支护作用的前提下,使煤柱尽可能小,综合影响巷道围岩稳定性的主要因素,确定合理煤柱宽度B的计算公式为 (4-1)式中为上区段工作面开采后在采空区侧煤体中产生的塑性区宽度,其值按以下公式计算 (4-2)式中:m煤层厚度,m;A侧压系数,为泊松比;煤层界面的内摩擦角,;C0煤层界面的粘结力,MPa;k应力集中系数;上覆岩层的平均容重,kN/m3 ;H巷道埋深,m;支架对煤帮的支护阻力,在采空区侧取值为0;X2帮锚杆有效长度,结合锚杆支护参数确定;X3考虑煤层厚度较大而增加的煤柱宽度富裕量,一般按(X2 + X3)值的30%50%计算。将巷道围岩的力学参数和支护参数代入以上公式,就可以求得沿空掘巷窄煤柱宽度的理论值。图4.6合理煤柱宽度计算模型2)数值模拟法通过对不同尺寸的窄煤柱宽度设计方案进行模拟计算,分析巷道围岩的表面位移、深部位移和应力的分布情况以及塑性区范围和锚杆受力状况,从而获得沿空窄煤柱宽度的最优解。3)工程类比法这是一种煤矿设计沿空巷道窄煤柱宽度常用的方法,也是一种比较直接、简便的方法,但是由于巷道工程地质条件比较复杂,各种围岩力学参数的确定难以把握,因此这种方法需要较丰富的现场实践经验,有时工程类比得出的结果会与现场实际要求有一定的差异。以上三种沿空窄煤柱宽度的计算方法各有优缺点,在实际巷道支护设计时,往往采用这三种方法相结合,来确定窄煤柱宽度的合理尺寸。5窄煤柱稳定性的数值模拟模型5.1模拟巷道地质概况某矿11101综放上作而主采煤层为11号煤,煤厚约5m,煤层倾角820,局部20,埋深350m,采用综采低位放顶煤工艺,采高控制在2.42.6m,放煤高度控制在2.42.6m,采放比约为1:1。煤层顶底板情况描述如下:1)直接顶:泥岩、砂质泥岩,厚度约8.4m,深黑色,薄层状,块状构造,以泥岩和砂泥岩为主,中间夹一至二层煤和一层细砂岩;2)老顶:石灰岩,厚度约8.6m,深灰色,晶质结构,块状构造,石灰岩为主,见方解石脉及岩溶,底部含泥岩;3)直接底:灰黑色泥岩,厚度约2.7m,性软,含星点状黄铁矿,中部夹薄煤层;4)老底:砂质泥岩,厚度约7.5m,深黑色,薄层状,水平层理,粉粒结构,块状构造,以泥岩为主。5.2窄煤柱稳定性的数值模拟模型采用有限差分数值模拟软件FLAC,分析不同煤柱宽度情况下巷道围岩的应力变化规律及位移场的分布演化规律。采用莫尔-库仑屈服准则判断岩体的破坏以及应变软化模型,反映煤体破坏后随变形发展残余强度逐步降低的性质,建立数值模拟模型X方向长230m,Y方向长600m,高68m,共有218500个三维单元,230724个节点(见图5.1)。模型侧面限制水平移动,模型底而限制垂直移动,模型上部施加垂直载荷模拟上覆岩层的重量。煤柱模拟方案见表5.1所示。图5.1三维数值计算模型表5.1煤柱稳定性数值模拟方案影响因素煤柱宽度/m采动影响水平3,5,6,8,10,15掘进阶段回采阶段5.3窄煤柱应力分布演化规律5.3.1掘巷期间煤柱应力分布数值计算中,取煤柱高度一半的中部层位研究煤柱内应力分布演化规律,图5.2为掘巷期间沿煤柱宽度方向垂直应力分布图。图5.2掘巷期间沿煤柱宽度方向垂直应力分布由图5.2可见,掘进期间综放工作面沿空掘巷窄煤柱应力分布有如下特征:1)煤柱宽度对应力分布影响较大。煤柱由4m增大到15m时,煤柱内垂直应力峰值逐步增大,4m时垂直应力峰值仅为16.7MPa,15m 时则达到了25.6MPa,煤柱内垂直应力峰值的增大不利于煤柱的稳定。煤柱超过4m后,随着煤柱宽度的增加,煤柱的稳定性逐步降低。由数值模拟结果可以看出,3m煤柱的垂直应力峰值为18.5MPa,大于4m煤柱时的垂直应力峰值,45m煤柱内垂直应力峰值最小,对煤柱的稳定最有利。煤柱达到10m后,垂直应力峰值增加不明显。同时可以看出,随着煤柱宽度的增加,应力呈梯形分布,而煤柱宽度较小时,应力呈三角形分布。2)煤柱宽度对煤柱浅部应力的影响。煤柱3m时,浅部应力较大;煤柱46m时,浅部应力较小;煤柱超过6m后,随着煤柱宽度的增大,浅部应力又相应地增大。5.3.2回采期间煤柱应力分布同分析掘巷期间煤柱应力一样,数值计算中仍取煤柱高度一半的中部层位研究煤柱内应力分布演化规律,图5.3为回采期间沿煤柱宽度方向垂直应力分布图。由图5.3可见,采动影响阶段综放面沿空掘巷煤柱应力分布有以下特征:图5.3回采期间沿煤柱宽度方向垂直应力分布1)在回采期间,煤柱最大垂直应力随煤柱宽度增大而增加。煤柱由3m增大到15m时,煤柱内垂直应力由19.8MPa逐渐增大到32.2MPa;在煤柱小于或等于4m时,煤柱峰值应力增大,中部承载范围减小,煤柱稳定性较差;当煤柱大于5m时,煤柱中部承载范围较大,但应力增大速度也较大;当煤柱为5m时,煤柱应力增加不明显,承载能力较高。2)与掘巷期间相比,煤柱较小时,最大垂直应力向巷道一侧移动,而随着煤柱宽度增大,其最大垂直应力峰值向采空区一侧移动。5.4窄煤柱变形机理同分析应力场分布规律一样,数值模拟中,取煤柱高度一半的中部层位作为研究对象,研究煤柱内位移分布规律。5.4.1掘巷期间煤柱内位移场分布特征掘巷期间煤柱内水平位移分布曲线如图5.4所示:由图5.4可见,掘巷期间沿空掘巷煤柱位移具有以下特征:1)煤柱向巷道内的位移随煤柱宽度增大而增加,达到一定宽度后再由大变小,然后趋于稳定。2)煤柱向巷道内的位移特征。当煤柱为3m时,煤柱整体向采空区移动;45m煤柱向巷道内位移量不大;69m煤柱向巷道内位移量急剧增大;1015m煤柱向巷道内的位移量也逐步增加,显著大于45m煤柱向巷道内的位移量;但当煤柱大于10m时,煤柱稳定性逐渐增强。图5.4掘巷期间煤柱内水平位移分布曲线5.4.2回采期间煤柱内位移场分布特征回采期间煤柱内水平位移分布曲线如图5.5所示:图5.5回采期间煤柱内水平位移分布曲线由图5.5可见,随着煤柱宽度的增加,煤柱向巷道内的位移逐渐增大;但当煤柱为5m时,向巷道内的位移最小,同时向巷道内位移变化趋于平缓的直线;当煤柱小于或者等于4m时,煤柱水平位移由掘巷期间的整体向采空区移动变为部分向巷道内移动,说明煤柱稳定性较差;当煤柱大于5m时,煤柱向巷道内位移量急剧增大;当煤柱超过10m时,位移虽然增加,但变化趋势类同,煤柱此时较稳定。综合数值模拟研究成果,从窄煤柱的稳定性和控制变形及采出率考虑,根据窄煤柱的应力、位移分布规律分析,确定该矿综放沿空掘巷窄煤柱的合理宽度为5m。上述宽度的窄煤柱不但保证了自身稳定,而且巷道围岩变形量较小,有利于巷道稳定。6结论(1)通过对综放沿空掘巷上覆岩体垮落运动的分析,认识了综放沿空掘巷上覆岩体结构的关键块的观点,认为基本顶初次来压形成“O-X”破断,周期来压即基本顶周期破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构,在工作面端头破断形成弧形三角块,该三角块的稳定性问题是造成该类巷道围岩大变形的主要原因之一。(2)综放沿空掘巷在巷道掘进前、掘进时、掘进后及本工作面回采时,上覆岩体结构的运动规律是不同的。通过建立合理的分析模型,分别对巷道在服务期间上覆岩体结构的稳定性进行了分析,并通过对上覆岩体结构关键块在受采动影响时的运动规律分析,揭示了该类巷道围岩大变形受上覆岩体结构稳定性影响的规律。(3)由于窄煤柱受过上区段采空区侧向支承压力的影响,强度低,承载能力小,在本工作面的采动影响下,发生变形破坏,将支承压力大部分转移到实体煤帮,使得实体煤帮的变形急剧增大,围岩难以控制,因此提高窄煤柱的稳定是控制沿空巷道围岩的关键。(4)通过综合分析厚煤层综放沿空掘巷窄煤柱的力学状态和破坏机理,认为窄煤柱处于边缘煤体支承压力降低区和沿空煤体应力屈服区,在沿空掘巷采动影响下,窄煤柱将受到破坏,通过加强支护可以改善煤柱的破坏程度,保持煤柱稳定性。(5)沿空窄煤柱巷道围岩控制的基本原理是利用上采空区附近沿倾斜方向支承压力分布规律,采用合理的巷道布置方式、支护、维护及卸压保护技术,使巷道处于支承压力降低区,避免或减少掘进和回采期间超前支承压力的强烈影响,降低围岩应力,提高围岩强度控制,以达到控制围岩变形、提高巷道围岩稳定性的目的。(6)在综合考虑煤柱宽度留设原则和不同因素对煤柱稳定性影响的基础上,得出窄煤柱宽度的合理确定方法。 参考文献1 陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制M.中国矿业大学出版社,19942 陆士良编著.无煤柱护巷的矿压显现M.煤炭工业出版社,19823 侯朝炯,郭励生,勾攀峰等著.煤巷锚杆支护M.徐州:中国矿业大学出版19994 刘听成.无煤柱护巷的应用与进展J.矿山压力与顶板管理J.1999(4):25 钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制M.徐州:中国矿业大学出版社6 侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理Z.煤炭学报,2001(1):l67 陈炎光,钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制M.徐州:中国矿业大学出版,19948 钱鸣高,缪协兴等.采场砌体梁结构的关键块分析J.煤炭学报,1994(6):557-5629 温克珩.深井综放面沿空掘巷窄煤柱破坏规律及其控制机理研究博士学位论文.西安科技大学,200910 钱鸣高,缪协兴,许加林,茅献彪.岩层控制的关键层理论M.徐州:中国矿业大学出版社,200311 毛久海.综放沿空巷道围岩控制及其支护技术研究硕士学位论文.西安科技大学,2008
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