巷道支护形式的选取

巷道支护形式的选取（共4篇）

巷道支护形式的选取 篇1

摘要：巷道支护形式对巷道质量至关重要, 本文结合了双龙煤矿11403运输巷掘进工作面的具体情况, 介绍了具体的巷道支护形式。

关键词：煤矿,巷道,支护,形式

巷道就像煤矿生产运转的一条条命脉, 影响着矿井安全生产的始末, 为采掘活动提供安全可靠的空间, 是采掘活动安全开展的保障。有了坚实稳固的巷道, 才能实现矿井的长治久安。织金县白泥乡双龙煤矿可采煤层为M14、M30号煤层共2层, 现掘进巷道11403运输巷为综掘工作面。

1 确定巷道支护形式

根据双龙煤矿钻孔柱状资料分析, M14煤层直接顶为黑色泥岩和粉砂质泥岩, 厚度7.0m, 属较稳定岩层, 适合锚网支护, 为了将锚杆加固在组合梁 (直接顶) 悬吊于老顶坚硬岩层中, 取得更好支护效果, 采用φ15.24mm高强锚索做辅助支护, 即锚杆+钢筋网+锚索联合支护。顶板破碎、断层带采取缩小锚杆锚索间排距的方式提高支护强度。

2 巷道支护断面

为尽快形成11403回采工作面, 11403运输巷采用EBZ240悬臂式掘进机掘进, 设计巷道为拱形+矩形支护, 根据地质资料显示, 11403运输巷开口往里约90m段属于半煤岩巷道, 外段采用拱形支护, 巷道1-1断面宽为4.2m, 高为2.8m, 断面积S毛=9.86m2。进入M14煤层后, 煤巷采用2-2矩形断面支护, 支护方式锚网+锚索联合支护, 巷道宽为5.0m, 高为2.4m, 断面积S毛=12.0 m2。

3 支护参数设计

3.1 采用类比法合理选择支护参数。

根据双龙煤矿M14煤层矿压观测资料和同煤层邻近巷道的支护经验, 选用φ20mm×2000mm的左旋螺纹钢锚杆, 间距800mm, 排距800m;1-1断面锚索每排巷道中部布置一根, 2-2断面锚索均选用Φ15.24mm间排距为2400mm×2400mm, 锚索长为6500mm, 详见支护断面图。

锚杆锚固力不小于64KN, 扭力矩不小于120N.m, 帮锚杆锚固力不小于顶锚的80%, 扭力矩不小于60N.m;锚索锚固力不小于120KN。

3.2 采用计算法校核支护参数

3.2.1 锚杆长度计算:

式中:L-锚杆长度;H-冒落拱高度, m;k-安全系数, 一般取K=2;L1-锚杆锚入稳定岩层的深度, 一般按经验取0.4m;L2-锚杆在巷道中的外露长度, 一般取0.1m。

其中:H2f2B4.230.7m (2)

式中:B-巷道留设宽度, 取4.2m;f-岩石坚固系数, 砂岩取3.0。

根据计算结果, 选取长度必须大于计算长度, 因此选取锚杆长2.0m。

3.2.2 锚杆间距、排距计算:

设计间距、排距均为a, 则

式中:a-锚杆间排距, m;Q-锚杆设计锚固力, 64KN/根;H-冒落拱高度, 取0.7m;γ-被悬吊砂岩的重力密度, 取19.992KN/m3;K-安全系数, 一般取K=2。

3.2.3 验算:

通过以上计算, 选用直径φ20mm、长度2000mm的螺纹钢锚杆, 锚杆间、排距800mm。锚杆打设后要及时全断面挂钢筋网。搭接长度为100mm。

通过以上计算, 该巷道原采用的锚网支护满足现目前支护强度。

3.3 锚索支护参数计算、验算

3.3.1 锚索长度:

式中:L-锚索总长度, m;La-锚索深入到较稳定岩层的锚固长度, m;Lb-需要悬吊的不稳定岩层厚度, 取4m;Lc-上托盘及锚具的厚度, 取0.2m;Ld-需要外露的张拉长度, 取0.5m。

按GB-1985要求, 锚索锚固长度La按下式确定:

式中:K-安全系数, 取K=2;d1-锚索钢绞线直径, 取15.24mm;fa-钢绞线抗拉强度, N/mm2 (1920Mpa, 合1883.52 N/mm2) ;fc-锚索与锚固剂的粘合强度, 取10 N/mm2。

取La=1.45m, 则L=1.45+4+0.2+0.5=6.15m。

设计取锚索长度为6.5m。

3.3.2 锚索垂直巷道顶板安装布置。

3.3.3 锚索数目的确定:

式中:N-锚索数目;K-安全系数, 一般取2;P断-锚索的最低破断力, 268.5KN;W-被吊岩石的自重, KN。

式中:B-巷道掘进宽度, 取最大宽度5m进行计算;∑h-悬吊岩石厚度, 取2.0m;∑γ-悬吊岩石平均容重, 19.992KN/m3;D-锚索间排距, 取不大于锚索长度的1/2, 取2.0m。

通过以上计算:采用设计规格打锚索, 满足11403运输巷的支护强度。故锚索规格为:间排距为2.4m。

4 结论

通过巷道掘进情况看, 采用上述支护形式, 取得了较好的支护效果。

参考文献

[1]冯锡壁, 黄振宇.井巷喷射混凝土施工[M].北京:煤炭工业出版社, 1988.

[2]中南矿冶学院.井巷工程[M].北京:冶金工业出版社, 2000.

巷道底角锚杆支护参数选取探讨 篇2

锚杆支护以其施工工艺简单、劳动强度低、支护效果好而得到了广泛应用, 尤其是在岩巷开拓中, 锚杆支护率在95%以上。关于锚杆支护设计的理论相当多, 如组合梁、悬吊、松动圈等, 这些理论均侧重于巷道顶部压力的估算和顶、帮锚杆支护参数的设计, 巷道底角锚杆支护参数选取易被忽视。矿压显现规律和巷道支护实践表明, 多数巷道的变形均表现为底板鼓出和巷道两帮底角挤出, 尤其在U型钢支护的巷道变形表现最为明显 (图1) 。一般顶梁变形量不大, 巷道底角架腿挤出和底板鼓起现象相当普遍, 这一现象表明在巷道的底角存在着较大的地应力, 影响巷道的支护效果。中国矿业大学钱鸣高教授在一次有关矿压讲课时提出:“治顶先治帮, 治帮关键在底角”的主张。可见, 锚网支护设计过程中, 底角锚杆参数的选取和设计也应引起重视。

2锚网巷道底角应力分析

在锚网支护的巷道, 巷道两帮在帮锚杆的组合锚固作用下, 形成一个近似的条形岩柱, 巷道顶部的压力通过巷道两帮的岩柱传输到底板岩石中, 致使底板岩石的应力重新分布 (图2) 。

根据矿压理论分析易知:巷道底角部分按照应力大小渐变规律分为原始应力区 (δ=γh) 和应力集中区 (δ=kγh) , 根据圆孔周围应力分布规律, 一般情况下巷道底角应力集中区的应力值约为原始应力的2倍 (即k=2) [1]。

根据应力作用的特点, 可将底角部位受力模型简化为3个区:主应力区、被动应力区和中间区 (图3) 。底鼓流变主要是主应力区通过AB面滑动将应力传输给中间区, 中间区的介质 (岩体) 在力的推动下向底板被动应力区扩散, 引起巷道发生底鼓。根据建筑力学条形基础下地基应力分析易知:AB滑动面与水平面的夹角θ≈45°+φ/2。其中, φ为岩石的内摩擦角 (由巷道底板岩性决定) 。

3锚杆参数的选取

根据以上对巷道底角应力分布模型的简化分析, 可以对底角锚杆的角度、长度进行合理地选取和推算, 以改善锚杆巷道的支护效果, 降低巷道底鼓变形的程度。

3.1锚杆角度

对质点D进行受力分析可知 (图4) , D质点受力以垂直压应力σ为主 (AB剪应力及锚杆的拉应力均以此为主导) , 在一定范围可近似为定值, 其方向与破裂面AB的夹角β是不变的;锚杆的拉应力σ1和AB面的剪应力σ2均以垂直压应力σ为诱导, 且随着锚杆与水平线角度的变化处于不断的变化组合中。根据巷道底角锚杆多为整体随岩体挤出的现象, 拉应力应为治理底角考虑的重点, 不难看出拉应力σ1的方向与AB面垂直时, 其值最小, 此时锚杆最短, 锚固于基岩的有效长度最佳。根据解析几何推算, 此时巷道底角锚杆与水平面的夹角α和底板岩石内摩擦角的关系:α≈45°-φ/2。其中, 岩石内摩擦角φ视巷道底板岩性而定, 设计时可通过试验或查询有关资料获取。

综上分析, 可以参考底板岩性和岩石内摩擦角选取底角锚杆角度参数和长度参数。

3.2底角锚杆长度

由图4推知, 锚杆长度须满足其末端锚固位置应在AB滑动面的左下部稳固岩石, 锚固的长度至少为2～3个锚固树脂药卷的长度, 以此可提高锚杆的拉应力, 同时也起到阻止应力集中区物质沿AB滑动面的滑动作用。具体长度可分为3个部分, 其关系为:L=L1+L′+L2 =L1+ LOAcos (45°-φ/2) +L2。其中, L′为锚杆OD 部位的长度;LOA为巷道帮锚杆的长度; L1为锚固在稳固岩石中的长度, 必须大于2～3个锚固树脂药卷的长度 (一般为0.7 m) ;L2为锚杆的外露长度, 可根据支护标准手册选取 (0.075 m左右) 。

3.3锚固药卷

根据施工实践一般可选用Z2835型树脂锚固药卷[2], 药卷规格为 Ø28 mm×350 mm, 锚固力大于60 MPa, 固化时间12 min;每根锚杆用2～3卷。

4支护效果分析

4.1支护应力

通过对图5所示的OD面上某一质点受力分析推算得知, 可以通过底角锚杆形成的一个侧向倾斜锚固面AB的力σ3, 将垂直应力向巷道两侧深部分解, 且加大了AB破裂面的内聚力, 同时产生一个垂直于锚固面的上阻力, 阻止两帮压力区物质的流变。分解应力的大小分别为:①将顶部传给两帮的应力向两侧深部分解, σ3=σtan α=σtan (45°-φ/2) ;②阻止两帮压力区物质流变的力, σ4=σ/cos α=σ/cos (45°-φ/2) 。

4.2实践与建议

在平顶山矿区, 丁5-6煤层的底板多为炭质泥岩, 内摩擦角在9°～65°, 取其均值为37°, 底角锚杆角度一般选取25°;当巷道底板为砂岩时, 锚杆角度一般选取15°;根据巷道断面和顶板矿压情况, 底角锚杆的长度应结合帮锚杆选取1 600, 1 800, 2 000, 2 200, 2 400 mm等规格。经验算, 锚杆末端均锚固在破裂面AB远侧700～800 mm处。

在其他矿区, 一般煤系地层底板多为泥岩或砂岩, 底角锚杆的参数也可参考选取。但在出现底角锚杆剪断挤出现象的矿区, 应适当减小锚杆水平角度, 适当加长锚杆, 以提高锚固效果和抗剪强度。

5结语

通过对巷道底角部位应力模型的简化分析, 为现场技术人员在巷道支护设计中合理选取底角锚杆长度和角度提供参考。某种程度上阻止巷道两帮压力区介质 (岩体) 的流变, 防止底鼓现象的发生, 有利于提高巷道支护强度, 降低巷道扩修维修费用, 改善矿井的生产环境。

参考文献

[1]钱鸣高, 刘听成.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

巷道支护形式的选取 篇3

关键词：返修巷道,支护理论,支护形式,施工工艺

1 概况

鸡西矿业集团东海矿三采区,开采23#层煤,采用片盘斜井开拓方式。1997年开采至左四路后,由于受其煤质差影响,停采后进行封闭。先对其底部32#、35#优质煤层进行回采,因此形成了倒序开采格局。23#~32#层间距98米,32#~35#层间距37米。故23#层受到3次采动影响。

2001年启封后,其巷道原支护大部分失效。顶板垮落、片帮现象成连续状。为保证生产需要需对原巷道进行返修。现以23#绞车道为例,来进行分析。

2 掘巷支护

23#层绞车道掘巷时,设计为矩形断面,沿煤层顶板施工,宽2.8米、高2.2米,采用1.6米Φ16快硬水泥锚杆支护。锚杆间排距为1.0m×1.0m(图1),其支护设计理论依据为悬吊理论。在受到多次采动影响后,由于顶板内部出现松动破裂区,导致锚固体与原岩体分开,锚杆无法锚固到坚硬未松动岩层。造成锚杆大部分失效,悬吊理论失去其基础。因此围岩压力直接作用于巷道顶帮,是造成巷道出现连续状顶板跨落和片帮现象的主要原因。

3 初次返修

在初次返修过程中,因考虑到围岩中存在破裂区和自然平衡拱因素。因此决定采用组合拱理论进行支护。

3.1 设计为半圆拱形断面:巷宽3.6米,高3.0米。

3.2 支护参数选择(图2)。

锚杆:长度:1.8M种类:Φ18左旋无纵筋螺纹钢锚杆间排距:1.0×0.8M托盘:120mm×120mm正方碟型锚固剂:CK超快速树脂锚固剂;锚固长度:不小于700毫米设计锚固力:60KN;

钢带:长度5.0M种类:Φ12圆钢焊接梯形刚带;

锚索:长度:7.2米;种类:1860低松弛级钢绞线;布置形式:菱形布置;间排距:2.0m×2.0m;托盘:500mm的槽钢;锚固剂:2块MSK25352块MSZ2535树脂锚固剂;锚固长度:不小于1000mm;设计锚固力:200KN。

3.3 设计主要依据:

在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆,使个锚杆形成的压应力圆锥体相互交错在岩体中,形成一个均匀的压缩带,即承压拱。使其承受上部破碎岩层的径向载荷,因承压拱内岩石,处于三向应力状态,其围岩强度得到提高。从而得到支护结构中最大支护力,并利用锚索将其锚固到深部稳定坚硬岩层中,有利于围岩的稳定。

3.4 支护效果:

采用此种支护方式,23#层绞车道在维持2年左右时间后,巷道便出现片帮,大面积底鼓0.2~0.4米,锚杆和钢带间岩层脱落、锚杆失效,局部下沉量达0.6米、帮移近量达0.4米,巷道再次失修。

3.5 分析:通过现场观测和分析,此次支护失败的主要因素为:

(1)支护时只注重拱顶支护,巷帮支护未能加以注重。在巷道返修后,巷道围岩出现应力重新分布,而巷道两帮的围岩上就将承受(2~3)Q的铅直压应力,由于处于巷帮的岩体侧向应力为零,为单向压缩状态,随着支承压力增加,峰值向深部发展,而逐渐变为三向应力状态,而23#绞车道巷帮为煤体,在此压力作用下则处于破坏状态,而两侧巷帮底脚随铅直应力传递,则形成两类似卵形的压力泡,在压力泡的径向应力的作用下,使压力最终通过底板向巷道空间卸压,造成巷道底鼓形成新的围岩应力分布。

(2)在矿井岩层中水平应力通常大于垂直应力,因23#层绞车道与最大水平应力呈70°角相交,为劣方向。是其顶底板稳定性差的主要原因。在最大水平岩层应力作用下,顶板岩层发生剪切破坏,出现错动与松动,而膨胀造成围岩变形,造成在承压过程中排支护间岩层脱落,导致锚杆失效,造成组合拱强度降低,减弱或失去支护作用,并形成恶性循环,围岩变形不止。

(3)所选锚杆强度、刚度、抗剪力未能起到约束围岩变形的作用。发生其沿巷道轴向岩层膨胀和垂直轴向的岩层剪切错动,未能起到预期的控制效果。

4 二次返修

在对23#层绞车道二次返修前,认真吸取前次失败的经验,客观分析其岩石应力应变过程,通过现场实测,23#层绞车围岩松动圈为0.8~1.2米。又因巷帮为煤体,根据其理论分类在支护上需采取软岩支护技术。松动圈理论认为,围岩强度与地应力是松动圈的重要影响因素,岩石应力越大,松动圈也越大,岩石强度越低,松动圈也越大。松动圈是地应力与岩石强度相互作用的结果。因松动圈巷道支护理论,确定以松动破裂发展中的岩石碎胀变形或碎胀力为支护对象的思想,为在实际工程中解决问题提供了依据。

故23#层绞车道二次返修在支护形式、施工工艺上确认为:

(1)初步扩断面,设计为宽4.2米、高3.6米半圆拱断面(图3)。

(2)采用全封闭锚网索支护。

锚杆:长度:2.2M;种类:Φ20左旋无纵筋螺纹钢锚杆;间排距:0.8×0.8M;托盘:200mm×200mm正方碟型;锚固剂:CK超快速树脂锚固剂;锚固长度:不小于700mm;设计锚固力:60KN;

网:长宽(3.0×1.8米)冷拔钢丝菱形铁网;

锚索:长度:7.2米;种类:1860低松弛级钢绞线;布置形式:矩形布置;

间排距:1.4×1.6米;托盘:500mm槽钢;

锚固剂:2块MSK25352块MSZ2535树脂锚固剂;锚固长度:不小于1000mm;

设计锚固力:200KN。

(3)控制巷道底鼓问题

因两侧巷帮底脚随铅直应力传递而形成的压力泡,为防止在压力泡径向应力的作用下向底板卸压,采取在两侧巷帮底脚开挖卸压沟,并施工1根锚杆与压力泡成切向均受压,起到约束围岩变形的作用,并防止径向应力传递。而通过卸压沟来减小工程底脚应力集中,使水平应力解除,变成两向受力,使应力峰值转到围岩深部,人为的躲避应力集中,使其处于应力降低区内,其变形量也被卸压沟的空间所吸收。

(4)伴随围岩应力调整及其分布过程,巷道围岩松动圈发展形成也有一个时间,实测23#绞车道松动圈形成的时间为15~30天,根据这一时间性,为躲避其塑性变形压力,使因塑性区的扩展而发生的巷道收敛变形,由逐渐稳定并趋于流变,故采用在返修一个月后对巷道进行喷浆,达到封闭加固围岩,防止风化,改善其受力特性,保持围岩的自持能力的目的。

5工程实践效果

在采用上述支护形式和施工工艺,对23#层绞车道返修后,通过4年来生产和观察,巷道除有个别处出现喷浆层脱落和局部底鼓现象外,巷道大部完好,表明采用此支护形式和施工工艺在23#绞车道返修工程中是成功的。达到了控制围岩的目的,保证了安全生产。

6结论

巷道支护形式的选取 篇4

1 错层位巷道布置简介

错层位巷道布置采全厚采煤法提出以立体化巷道系统为特征, 实现了完全无煤柱开采, 在立体化巷道系统下无煤柱开采常态化[1] (图1) 。

2 内错式巷道围岩小结构分析

2.1 内错式巷道顶板稳定性分析

根据错层位工作面3段式回采工艺[2], 上一工作面起坡段铺网段, 进风巷道在网下掘进, 所以顶板稳定性首先取决于所铺钢丝网的强度和完整性, 其次取决于垮落矸石重新压实而成的再生顶板的强度和稳定性。根据受力分析可知, 上覆岩层垮落在沿空巷道顶板所产生的压力可按图2分析计算。

若取岩层垮落角为α, 则上覆岩层产生的压力。其中, γ0为重新压实岩体的容重;L为上一工作面回风巷最右端到沿空巷道最左端的距离;n为安全因素取相应的安全系数。由于岩层垮落角的存在, 可知图中计算点的压力是巷道顶板中压力最大值, 将此值作为巷道顶板平均受力大小, 则当支架的支护力大于此值时就能保证顶板岩层的稳定。

2.2 内错式巷道两侧帮围岩稳定性分析

前一工作面起坡段梯形煤柱由于已经经受回采时该工作面支架的压力作用, 所以接近表面的部分煤体已经发生塑性破坏, 其塑性破坏范围可按照土力学的相关理论计算[3]。若取支架底板的宽度为b, 且假设支架的阻力在推进过程中恒为p, 其作用范围为沿工作面推进方向直线分布, 则可看作平面应变问题, 取任意截面得其计算模型如图3所示。

取元素荷载宽度为dx, 并利用极坐标表示的费拉曼公式[4], 在载荷分布宽度范围内可求得M点的应力表达式;而M点的最大主应力σ1和最小主应力σ3可用材料力学中有关主应力与正应力及剪应力之间的关系式计算。此时巷道两帮的围岩稳定性应分情况讨论。

当塑性破坏深度z大于巷道的高度h, 即整个梯形煤柱处于塑性状态时, 巷道开掘以后, 要及时进行高强度预应力锚杆支护, 防止塑性围岩进一步破碎。

当塑性破坏深度z小于巷道的高度h时, 巷道开掘后对处于塑性破坏段和弹性段内围岩采取差异化的支护方式。在塑性破坏段应加大锚杆的预应力和锚杆密度, 或在塑性破坏段预注浆, 增强围岩的整体性和强度。

2.3 内错式巷道底板岩层稳定性分析

随着工作面推进, 顶煤和直接顶岩层垮落, 基本顶岩层深入工作面两侧煤壁内断裂。基本顶岩层的破断和回转下沉促使工作面两侧支承压力向煤体内转移。在支承压力作用下, 工作面两侧底板岩层一定范围内发生塑性变形。塑性变形以支承压力峰值为界向两侧对称分布, 根据普朗特尔地基极限承载计算分析知, 底板中极限平衡区分为3个部分, Ⅰ朗金主动区, Ⅱ过渡区, Ⅲ朗金被动区。其中过渡区边界是以支承压力高于原岩应力的分界点为中心的对数螺旋线 (图4) 。

错层位沿空巷道布置在应力降低的采空区下方, 所以其底板岩层恰好处在朗金被动区内, 成为释放压力的窗口。另外我国大量生产实践表明, 沿空巷道发生底鼓的次数和程度都要比宽煤柱巷道大。所以错层位沿空巷道底板岩层的稳定性主要受支承压力和距支承压力峰值位置的影响。由于其巷道布置的特殊性, 巷道底板的稳定性也成为整个巷道维持稳定很重要的影响因素。

综上所述, 错层位沿空巷道既有与小煤柱沿空巷道的相似之处, 又有本身独特之处, 其巷道支护应遵循支顶先护帮、护帮先治底的原则。

3 数值模拟建立与结果分析

模拟以西山镇城底矿18111-1工作面沿空巷道为研究对象, 8#煤层平均厚度5 m, 为近水平煤层, 埋深200 m, 工作面长120 m, 两工作面相互搭接部分10 m, 模型两端留设20 m边界煤柱。采用摩尔—库仑屈服准则判断岩体的破坏[5], 利用FLAC3D建立两个模型, 岩石力学参数见表1。

本次数值模拟主要是分析讨论对巷道进行支架、锚杆以及支架和锚杆联合支护条件下, 接续工作面开采对巷道围岩应力、位移等参数的影响情况, 从而确定合理的巷道支护方式。

3.1 沿空巷道开掘对围岩的扰动

错层位沿空巷道是在上一工作面开采过后, 上覆岩层垮落稳定的采空区下方掘进。巷道本身受上覆岩层垮落形成的大结构的保护, 但是由于顶板岩层强度低, 在巷道掘进引起的重新分布的应力作用下, 其变形破坏表现出不同与传统小煤柱沿空掘巷的性质。图5为巷道掘出后 (无支护状态) 围岩应力分布及塑性破坏情况。

巷道的开掘仅对巷道周围很小范围内的围岩应力产生影响, 对于上覆岩层大结构中的围岩应力产生影响不大。对比两图中塑性破坏区的范围可知, 沿空巷道的开掘没有在周围岩体中引起更大范围的塑性破坏, 只是巷道顶板处重新胶结的破碎矸石由于强度低而产生了剪切破坏。

在模拟沿空巷道掘进的过程中, 监测模型y轴30 m处巷道顶底板和两帮中点的围岩移近量, 结果如图6所示。从图6可知, 在巷道掘出后顶板和左帮的支护要及时进行, 且初期支护阻力一定要有1个比较大的值, 以防止初期巷道变形过大。

3.2 不同支护形式下巷道受接续面开采影响分析

巷道掘出以后, 不同的支护方式和支护参数将对巷道围岩稳定维护产生很大影响, 特别是当巷道经受本工作面开采引起的超前支承压力作用时。针对错层位沿空巷道的围岩特点, 分别模拟了支架支护、锚杆支护和支架支护巷道顶板巷帮采用锚杆补强加固3种类型的方案[6] (图7) 。模拟计算中监测了每种模型y=50 m断面上的顶底板和两帮的位移量, 并将监测结果绘制成如图8所示的曲线。

从图8可以看出, 3种支护方式下巷道变形表现出相似的规律, 顶板的位移量>煤壁帮 (右帮) 位移量>沿空侧帮 (左帮) 位移量>底板位移量, 且顶板的变形速度远远高于两帮和底板。从图8可知, 从距离工作面30 m处巷道围岩变形速度开始缓慢增加, 说明巷道围岩在超前工作面30 m处开始受到开采动压的影响;从距工作面10 m处巷道围岩变形速度加快, 说明距工作面10 m范围内是支承压力影响区;距工作面5 m时巷道变形快速增加, 可推测距工作面5 m处为支承压力峰值区。工作面推过监测断面后巷道围岩变形速度剧烈增加, 支架支护下顶板位移甚至达1.15 m, 说明此处巷道早已垮落。

对比图6和图8可看出, 在采动影响下巷道煤壁帮 (右帮) 的变形速度和变形量超过了巷道沿空侧帮 (左帮) , 说明煤壁帮在采动影响下应力集中程度高, 而沿空帮处于采空区下, 应力集中程度低。

在接续面回采的过程中沿空巷道顶板是重点维护对象, 应当加强超前支护, 以免顶板垮落给安全正常生产带来影响。各种支护方式下顶板岩层的变形情况如图9所示。

错层位沿空巷道的顶板是有垮落破碎矸石重新胶结而成, 所以在破碎矸石中打钻安装锚杆支护行不通, 只能采用支架等被动方式维护其围岩稳定。图9中, 只在巷道两帮进行锚杆支护而不对顶板采取控制措施时, 顶板岩层的变形将达到最大, 甚至在工作面还未推进到监测断面时其位移已经达到不可控的地步, 所以对顶板一定要采取及时可靠的支护形式进行支护。从图9中还可以看到, 对顶板采取支架支护。同时对巷帮采取锚杆补强支护后, 顶板的位移量较只采用支架支护时的位移量要小, 说明两帮围岩的稳定对顶板岩层的控制起到非常重要作用。

巷道两帮采用不同的支护方式进行支护, 由于两帮所处的应力环境不同, 其变形呈现出不同的特点 (图10) 。

4 结论

(1) 应用土力学相关理论建立了首采工作面开采过后工作面端头范围内底板岩层内应力分布的力学模型。在分析错层位内错式巷道围岩变形情况的基础上分析了小结构的形成过程及稳定性影响因素, 进而得出了错层位沿空巷道掘进的应力环境。

(2) 在围岩小结构稳定性分析的基础上, 提出了错层位内错式巷道围岩支护的原则, 由于其顶板岩层破碎、强度低, 所以顶板的稳定是巷道维护的关键, 而顶板的稳定有赖于两帮和底板的稳定, 所以错层位沿空巷道的维护要本着支顶先护帮、护帮先治底的原则, 做到围岩维护一体治理, 紧接着探讨了合理的巷道支护对策。

(3) 通过数值模拟计算镇城底矿18111-1工作面, 得出在起坡段梯形煤柱中掘进巷道, 巷道所受上覆岩层压力小, 掘巷处围岩尚未收到塑性破坏;通过设置不同的巷道支护方式, 模拟得到了在接续工作面开采时沿空巷道围岩在采动影响下的变形特点, 得出错层位沿空巷道应采用支架支护顶板, 同时采用锚杆支护加固巷道的两帮围岩。为煤矿安全生产和错层为推广应用提供更有力的帮助。

参考文献

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