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采场附近巷道围岩控制
第十一章采场附近巷道围岩控制
由于采场上覆岩层大范围运动和垮落,对采场附近巷道形成强烈的动压影响,使巷道维护状况严重恶化。
采场附近巷道围岩控制,成为矿山巷道的难点和重点。
动压影响巷道围岩控制首先要合理确定巷道与采场之间的相对位置,然后是选择适合动压巷道变形特点的支护与加固方式。
第一节采场附近支承压力分布规律
如本书第1编所述,在回采工作面推进过程中及回采结束后,由于上覆岩层自下而上逐步冒落、破断与沉降,将在回采工作面周围形成动态的及静态的支承压力,如图11-1所示,在回采工作面四周煤体或煤柱上出现应力集中现象,在采空区内出现应力降低现象。
图11-1长壁工作面周围垂直应力的分布
可以采用实验室模拟实验、现场实测或数值计算等方法,近似估计支承压力的分布规律,包括峰值大小及位置,应力升高区压力及影响范围,应力降低区压力及范围。
一、煤层下部底板中支承压力分布
上述图11-1所示的支承压力,将向其下方的底板煤岩中传递,形成相应的应力升高区和应力降低区,并随着回采工作面的推进,发生变形与应力的扩散和衰减过程。
1、变形的扩散和衰减规律
变形的扩散和衰减规律如图11-2及图11-3所示,它们分别表示沿走向剖面和沿倾斜剖面(工作面前方10m处),下方底板中的变形特征。
图中实线表示距煤层分别0、8、24、40m的四个水平上
的变形增量曲线(取水平线为零线),虚线表示附加变形完全衰减的边界。
图11-2沿走向剖面底板中变形扩散规律
I—边缘下方压缩变形区;n—采空区下方变形恢复区
图11-3工作面前方10m处沿倾斜方向底板中的变形规律
2、应力的扩散与衰减规律。
底板中铅直应力的集中区和卸压区基本上与支承压力的集中区和卸压区相对应,随着Z值增加
应力集中和卸压程度降低,应力分布趋向缓和。
图11-4为沿走向剖面底板中3个应力分量的分布规律。
由图11-4(a)可见,垂直应力cz的高
峰位置与法线成一定夹角向煤体前下方传播,高峰值大小按负指数规律衰减;二z的原始应力等值线
位置与法线成15°左右向后下方伸展。
图11-4支承压力在底板中的传播
(a)岩层处于相对稳定状态的支承压力分布;(b)二z/h分布;
(c口x/k?
h分布(k=1/3);(d)e血/羽分布
煤柱宽度对应力传递规律有较大影响。
图11-5为一侧采空(相当于煤柱无限宽)、两侧采空煤
柱较小和两侧采空煤柱较宽情况下,底板中匚z的应力等值线图,可见3种情况下底板中支承压力的
峰值大小及分布范围是有很大区别的。
图11-5煤柱宽度对底板支承压力分布的影响
(a)—侧采空;(b)两侧采空,煤柱较小,煤柱上载荷呈均匀分布;(c)两侧采空,煤柱较大,煤柱上载荷呈马鞍形分布;
abc-煤柱上载荷分布,def-底板不同深度处z分布,ghi-底板内支承压力影响区边界(不超原岩应力值的5%)
图11-6为层理裂隙对传播应力的影响。
图11-6层理裂隙对传播应力的影响
二、煤层上方顶板应力分布
图11-7为三维相似材料模拟结果。
可见,在工作面正常推进过程中,煤层顶板中也将出现垂直应力的集中区和卸压区,其形态与底板中的垂直应力分布相似。
图11-7煤层顶板应力分布
在本实验条件下,顶板中应力高峰位置随与煤层距离H的增加稍向煤壁前方移动,该直线(图
中a)与煤层法线夹角9°;应力集中区与卸压区的分界线(图中b)与煤层法线夹角12°;采空区上方各层位最低应力点的连线(图中c)与煤层法线夹角36°;高峰应力集中系数KM随距离增加而线性衰减(图中d),但衰减速度低于底板中应力衰减速度。
第二节巷道合理位置优化
一、区段巷道的位置与矿压显现
(一)同一煤层(分层)区段巷道
回采工作面上、下两端的区段巷道,其稳定性除与开采深度和围岩性质有关外,主要取决于回采引起的支承压力的影响。
根据巷道布置及支承压力的影响,可将区段巷道分为三类:
(1)巷道两侧均为煤体,称煤体-煤体巷道,或称实体煤巷道。
如薄、中厚煤层和厚煤层上分
层的区段运输巷一般都属这类巷道(图11-8中的I)。
图11-8回采巷道布置方式示意图
a—煤柱护巷;b—无煤柱护巷
该类巷道服务期间的围岩变形量:
u=u0v0t0u1(11-1)
其中,Uo—煤体内掘巷引起的附加变形量;
Vot。
一掘进影响趋向稳定后期间的围岩变形量;
U1—受本工作面采动影响引起的围岩变形量。
由于巷道在回采工作面处就已废弃,所以受回采影响引起的附加变形量U1较小。
这种巷道的围岩变形规律如图11-9中I。
Uo、V。
、U1及U的大小主要取决于开采深度和巷道围
岩性质。
(2)上区段已采完且采动影响稳定后掘进的下区段回风巷,称煤体-煤柱(采动稳定)巷道,
即通常所说的沿空掘巷。
该类巷道的围岩变形量:
U=UoV1t1U2(11-2)
其中,Uo—掘进巷道引起的附加变形量。
由于不是在煤体内,而是在已采区一侧开掘巷道,开掘巷道引起的附加变形量比巷道I要大。
V1t1—掘巷影响趋向稳定后期间的围岩变形量。
同样,V1比巷道I的V。
也要大。
U2—巷道受回采工作面采动影响期间的附加变形量。
由于支承压力叠加影响,U2比巷道I的
U1要大得多。
这类巷道的围岩变形规律也如图11-9所示,Uo、V1、U2及U的大小与护巷方式和煤柱宽度密切
相关,煤柱较窄时最大(n1),无煤柱沿空掘巷次之(n2),煤柱较宽时最小(n1)。
图11-9相邻区段采动稳定后开掘的巷道围岩变形
I—位于煤体内的运输巷;n1—煤柱较宽的回风巷;n1'—煤柱较窄的回风巷;n2—沿空掘巷
(3)下区段的回风巷与上区段的运输巷同时掘出,或者在上区段回采过程中或采空区顶板运动
尚未稳定前掘进下区段回风巷,即巷道一侧为煤体,另一侧正在回采,称煤体-煤柱(正采动)巷道。
(图11-8中的川)
由于受毗邻区段工作面回采影响,该巷道要经历开掘时明显变形,然后趋向稳定,受相邻区段采动影响期间显著变形,然后趋向稳定,及受本区段工作面回采影响后显著变形5个阶段。
巷道的
围岩变形量为:
U=UoVotoU1V1t1U2(11-3)
这类巷道整个服务期间典型的围岩变形规律如图11-10所示。
可见,其变形是非常剧烈的,在
以上三类巷道布置中属最难维护的一类,因而应尽量予以避免。
但对其中的沿空留巷系统,在采取合适的巷道支护及巷旁支护后,可以在压力较小、顶底板及煤层稳定的薄及中厚煤层中采用,也可获得较好的经济与技术效果。
沿空留巷系统的支护控制问题详见本章第三节内容。
图11-10受毗邻区段工作面回采影响的巷道变形
I—位于煤体内的运输巷;皿1—煤柱较宽的回风巷;皿1’一煤柱较窄的回风巷
二)厚煤层中、下分层区段巷道
在缓斜和倾斜厚煤层分层开采系统中,分层平巷用煤柱维护时的布置方式有重叠式、倾斜式和
内错式(图11-11a、b、c)以及混合式,分层平巷用无煤柱护巷时有重叠式和倾斜式(图11-11d、e),
煤层倾角较大时,可采用水平式布置。
图11-11厚煤层分层巷道的布置方式
a、d—重叠式;b、e—倾斜式;c—内错式;
1—运输巷;2—回风巷;a、b、c—煤柱护巷;d、e—无煤柱护巷
与上分层巷道一样,中下分层巷道可分为煤体-煤体巷道、煤体-煤柱巷道(已稳定)、煤体-煤柱巷道(正采动)三类,其变形量估计方法如上分层巷道相应类型的巷道相似。
其中,煤体-煤柱巷道
(正采动)变形最为剧烈,煤体-煤柱巷道(已稳定)变形较为剧烈,煤体-煤体巷道变形较小。
但是,中下分层巷道的稳定性,还与上分层是否留有煤柱,煤柱一侧采动还是两侧采动,两侧采动时煤柱宽度,采动是否稳定,以及中下分层巷道与上分层煤体(煤柱)边缘之间的水平距离有关。
1位于上分层采空区下方、上分层两侧已采的煤柱附近的巷道
由于上分层两侧已采的煤柱上承受很大的支承压力,对中、下分层巷道的维护危害很大,其影响程度主要取决于:
上分层两侧已采煤柱的宽度,煤柱附近采动已经稳定还是正在采动,下分层巷道紧靠上分层煤柱,还是与煤柱之间保持一定距离。
图11-12为平顶山一矿戊组煤层内,煤门的围岩变形与上分层遗留煤柱的关系。
由图可见,位
于煤柱下方的地段变形最为剧烈,顶底板移近速度高达6mm/d;靠近煤柱的地段变形也比较剧烈,
顶底板移近速度达3mm/d左右;距煤柱边缘约10m的地段影响基本消失,顶底板移近速度下降到1mm/d左右。
图11-12围岩变形与上分层遗留煤柱的关系
(平顶山一矿戊组煤层1246区段煤门)
为了改善这种巷道的维护,要求巷道与上分层两侧已采煤柱之间保持5〜10m的水平距离,但
这会明显增加中、下分层的煤柱损失。
因此,在上分层开采时,应尽量避免遗留煤柱,否则会对下分层的回采工作造成非常不利的影响。
2位于上分层采空区下方、上分层一侧已采的煤体附近的巷道
这种巷道如紧靠上分层煤体,由于煤体上支承压力的作用,对中、下分层巷道也会产生一定的影响,如图11-13中的曲线1所示,但与两侧采空的煤柱(图11-13中的曲线2)相比要小得多,其影响范围也明显减小。
一般情况下,巷道与上分层煤柱边缘之间的水平距离超过2〜3m时,影响即
明显减弱。
图11-13中、下分层巷道变形与上分层煤柱边缘水平距离间的关系
1—在一侧已采煤柱附近;2—在两侧已采煤柱(宽度20m)附近
3位于上分层已采区下方、上分层无遗留煤柱的巷道
图11-14为厚煤层各分层无煤柱巷道的围岩变形,与以上两种情况相比,巷道稳定性得到极大
改善。
所以,上分层实行无煤柱开采(表11-1中的川,图11-1d、e中巷道2),消除上分层煤柱的
危害,对改善中、下分层巷道的维护是非常有利的。
图11-14厚煤层各分层无煤柱巷道的围岩变形
(I)—上分层运输巷;(n)—上分层回风巷;
I—中、下分层运输巷;n—中、下分层回风巷
总之,
要措施。
避免上分层遗留煤柱的影响,及相邻区段的采动影响,是改善中、下分层巷道维护的主
、底板巷道位置优化
按照巷道轴向与工作面煤壁的空间关系,煤层底板巷道大体上可以分为轴向垂直于煤壁和轴向平行于煤壁两种。
这两种巷道因为空间位置的不同,承受上部采动所引起的支承压力情况也不同。
(一)巷道轴向垂直于工作面煤壁的底板巷道
对于轴向垂直于工作面煤壁的底板巷道,按其承受上部采动影响的方式不同,可以分为如图4-6
所示的六种。
对于I、V、W这三种巷道,因采煤工作面沿其轴向并从其正上方推过,所以整条巷道沿推进方向将先后承受其所在深度水平的最大采动应力(与x值有关)。
图11-15轴向垂直煤壁的底板巷道种类
对于n、w两种巷道,当第一个工作面跨过时,巷道n承受与巷道I、v、w相同的支承压力。
但是在第一个工作面后方,n、w因为靠近存在应力集中的煤体边缘,显然承受的压力要大于I、v、w三种情况。
并且在第二个工作面回采时工作面在前方将形成应力的叠加,这两种巷道的采动附加压力大于前三种,根据实践经验可取1.2倍,即按I、v、w计算出二z后,n、w巷道的
二z=12「zh。
至于巷道川,因为位于区段煤柱之下,在确定其承受的支承压力时可按照煤柱的实际尺寸计算J。
底板巷道n、『w、V的围岩变形要经历如下的6个阶段(图11-16,为了便于计算,将6
个影响时期的变形量划分为采动引起的附加变形量(图中阴影部分)和采动影响稳定期间变形量两部分),而I、w巷道的围岩变形要经历除第五阶段之外所有阶段:
图11-16轴向垂直于煤壁的底板巷道围岩变形
(1)岩体内开掘巷道后,巷道围岩出现应力集中,在形成塑性变形区的过程中,围岩向巷道空间显著位移,随掘进时间的延长,围岩变形速度将日趋缓和。
(2)掘进引起的围岩应力重新分布趋向稳定后,由于岩层的流变性质,围岩变形还会随时间而缓慢地不断增长,但其变形速度一般较小。
(3)巷道受上区段工作面回采影响后,巷道围岩应力再次重新分布,塑性区显著扩大,围岩变形急剧增长。
在上区段工作面后方附近,回采引起的支承压力和巷道围岩变形速度都达到最大值。
远离工作面的后方随支承压力的降低,巷道围岩变形速度会逐渐衰减。
(4)回采引起的应力重新分布趋向稳定后,巷道围岩变形量仍按流变规律缓慢不断地增长。
(5)巷道受下区段工作面的回采影响时,由于上下区段回采引起的支承压力相互重叠,使巷道
周围的应力比只受上区段采动时急剧增加,引起巷道围岩应力又一次重新分布,塑性区进一步扩大,
围岩变形比前一次采动影响时更加强烈。
(6)随下区段工作面向前推进,工作面后方回采引起的应力重新分布又趋稳定,巷道变形量将按流变规律缓慢增长。
I、W巷道的围岩变形量为:
u=u0v0t0nuit2)(11-4)
n、川、w、v位置的围岩变形量为:
u=u0v0t0nsv1t1nu2v2t2(11-5)
式中uo—在岩体内开掘巷道引起的附加变形量,mm;
V。
一掘巷影响趋向稳定期间围岩平均变形速度,mm/d;
to—掘巷至上区段工作面回采时的服务时间,d;
U1—巷道受上区段工作面回采引起的附加变形量,mm;
v1—回采影响趋向稳定期间围岩的平均变形速度,mm/d;
t1—上、下区段或同一区段不同分层工作面回采的间隔时间,d;
U2—巷道受上区段工作面回采影响引起的附加变形量,mm;
V2—回采影响再次趋向稳定期间围岩平均变形速度,mm/d;
t2—(指同一区段、最后一次采动后)再次采动后至报废的服务时间,d;
n—回采工作面采动次数(指同一区段上方煤层群或厚煤层分层开采次数)。
(二)巷道轴向平行工作面煤壁的底板巷道
在走向长壁法采煤条件下,该类巷道主要是指采区的上(下)山。
由于上(下)山与工作面的采动关系不同(图11-17),其受力状况和围岩变形有较大区别,大致可以分为一般地段和特殊地段两种情况。
图11-17轴向平行煤壁的底板上(下)山布置
1、一般地段
图中I为用煤柱维护的采区上(下)山,要承受两次采动影响,而后长期处于两侧采空引起的固定支承压力重叠区内,其承受的最大支承压力可以按照实际煤柱的宽度,选择大煤柱或小煤柱下应力公式计算。
ni、n2分别为留区煤柱和不留区段煤柱时,先回采到上山的工作面跨采布置形式。
跨采后,巷道处于采空区下的降压区内,上山只受一翼跨采前引起的移动支承压力影响,采动应力按单侧采空煤柱下支承压力计算。
个别情况下,先回采到上山的工作面在一定距离处停采,而由另一翼工作面跨采。
这时,上山先受到一侧采动影响,再受到两侧采动引起的支承压力叠加影响,跨采后位于降压区。
计算支承压力时,可按n「n2的1.2倍考虑。
2、特殊地段
图11-17中除I外,其它各种类型的上山在上下两个工作面邻近的部分,将承受支承压力叠加的影响或处于存在应力集中的区段煤柱下方,应视为需要单独考虑的特殊地段,如图11-18。
图11-18正常影响带和应力叠加带
对于存在区段煤柱的状况,回采后CD段长期承受高的应力集中影响,应按煤柱下底板采动应
力计算,最大应力出现在距煤柱中心4/5B的位置,其中B为区段煤柱宽度的一半。
对于不存在区段煤柱情况,两个回采工作面之间附近的部分(BCD)将承受煤体边缘支承压力
叠加的影响,也是需要特殊维护的地段,可按一般地段的1.8倍再加上原岩应力h作为承受的支承
压力。
轴向平行于工作面煤壁的上(下)山巷道的变形也存在显著的阶段规律性。
如图11-17中保留
上(下)山煤柱或跨上山开采时由后到工作面跨采的布置方式中,上(下)山的围岩变形将经过掘巷期间明显变形t趋向稳定t一翼采动影响期间显著变形t趋向稳定t另一翼再次采动影响期间强烈变形t趋向稳定6个时期。
巷道变形量u为:
u二u0v0t0n^v1t1nu2v2t2(11-6)
式中to—从掘进至一翼工作面回采到上(下)山的时间,d;
U1—一翼回采引起的附加变形量,mm;
V1—一翼采动影响趋向稳定期间围岩的平均变形速度,mm/d;
廿一左、右两翼工作面回采到上(下)山煤柱边界处(停采线)的间隔时间d。
U2—另一翼采动影响的附加变形量,mm;
v2—两翼采动影响趋向稳定期间围岩平均变形速度,mm/d;
t2—两翼采空影响稳定后至巷道报废的服务时间,d;
n—两翼的采动次数。
对于不留上(下)山煤柱,先采到上(下)山的工作面跨采的布置形式,上(下)山的围岩变
形只经过掘巷期间的明显变形,然后趋向稳定,跨采引起的围岩显著变形及跨采后围岩变形趋向稳定4个时期,则其服务期间的围岩变形量u可表达为:
u=u0v0t0ns(t1t2)(11-7)
比较式(11-6)与(11-7)可以明显看出,不留上(下)山煤柱,且先采到上(下)山的工作面跨采的形式,最为有利,应尽量采用。
(三)准备巷道变形量及稳定性的预测
1、变形速度预测
决定准备巷道变形量的因素主要包括围岩性质、上部煤层采动状况、巷道与上部煤层法向距离及巷道与上部煤柱边缘的水平距离4个因素。
一般来说,准备巷道受采动影响引起的变形量占总变形量的60%〜80%甚至更多。
经过对我国
平顶山、阳泉、峰峰、兖州等矿区近百条底板岩巷的矿压观测资料的分析,得出巷道受采动影响期间的围岩变形速度V可表示为:
v二[10.003(h-300)]AC[1.15Z皿电小曲](11-8)
式中x—巷道与上部煤层煤柱边缘之间的水平距离,m;
h—开采深度,m。
Z—巷道与上部煤层的法向距离,m;
e—自然对数底;
A—巷道围岩稳定性系数,取值见表11-1。
C—煤柱周围采动状况影响系数,取值见表11-2。
该变形速度乘以受采动影响的时间就是采动引起的附加变形量U1或U2。
表11-1巷道围岩稳定性系数
围岩
稳定
较稳定
中等稳定
不稳定
很不稳定
A
0.5
1
2.6
6.7
15
表11-2煤柱周围采动状况影响系数
米动状况
一侧采动
两侧米动
已趋稳定
正在采动
已趋稳定
正在采动
C
1
3〜5
3〜5
15
2、稳定性预测
根据前述分析,计算一般段和特殊段的底板巷道稳定性系数,得到如表11-3、11-4所示的稳定
性分类表。
由该表,可以很容易底预测各种不同条件下巷道的稳定性,为准备巷道支护控制提供依据。
表中数字1〜5分别代表稳定、较稳定、中等稳定、不稳定、很不稳定。
表11-3一般地段稳定性分区
距开采煤层的垂直距离
m)
9
12
15
18
21
24
27
30
33
36
39
42
0.10
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
0.15
2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
0.20
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
0.25
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
0.30
3
3
3
3
2
2
2
2
2
2
2
2
0.35
3
3
3
3
3
3
3
3
3
2
2
2
0.40
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
0.45
4
4
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
0.50
4
4
4
4
3
3
3
3
3
3
3
3
0.55
4
4
4
4
4
4
4
3
3
3
3
3
0.60
5
4
4
4
4
4
4
4
4
4
4
4
0.65
5
5
5
4
4
4
4
4
4
4
4
4
0.70
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
4
4
0.75
5
5
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
0.80
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
4
4
0.85
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
5
表11-4特殊地段稳定性分区
'h
距开采煤层的垂直距离(
m)
%
9
12
15
18
21
24
27
30
33
36
39
42
0.10
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
0.15
2
2
2
2
2
2
1
1
1
1
1
1
0.20
3
3
2
2
2
2
2
2
2
2
2
2
0.25
3
3
3
3
3
3
2
2
2
2
2
2
0.30
4
3
3
3
3
3
3
3
3
3
3
2
0.35
4
4
4
4
3
3
3
3
3
3
3
3
0.40
4
4
4
4
4
4
3
3
3
3
3
3
0.45
5
4
4
4
4
4
4
4
4
3
3
3
0.50
5
5
5
4
4
4
4
4
4
4
4
4
0.55
5
5
5
5
5
4
4
4
4
4
4
4
0.60
5
5
5
5
5
5
5
5
4
4
4
4
0.65
5
5
5
5
5
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第三节适合动压巷道的支护方式
一、一般动压巷道支护
1基本支护
采区巷道也可能平时处于稳定状态,但一旦落入回采工作面支承压力影响范围,则巷道围岩又将进入塑性状态。
此时支架若不具有足够的可缩性,将导致严重变形和破坏。
受动压影响巷道支架应具有一定的可缩量在很早就有认识,但怎样在可缩的情况下还能保证其足够的支撑力,如同采场液压支架的恒阻性能一样,却较难实现。
支架取得可缩量的办法很多,如图11-19所示,包括:
图11-19支架取得可缩性的各种办法
(1)使用木支架时将柱腿削尖,如图11-19a所示,当巷道围岩变形时,支架受压而使支柱插
入底板,以适应围岩的变形情况。
这种取得可缩性的办法,忽略了支架应保持的支撑力,因此是不理想的。
2)在支架两构件之间安置横向木块,如图11-19中b、c、d、e所示。
由于木材在横向受压能
形成很大的变形,因而使支架具有可缩性。
但由于木块变形时,并不能保证足够的支撑力,因此这类支架的性能也不理想。
(3)采用拱形节式棚子,如图11-19f所示,这种支架在顶压大时可以采用,其可缩性达0.2〜
0.3m。
(4)采用U型钢材支架,包
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