永城市新莊礦1.50Mta新井設(shè)計(jì)含5張CAD圖-采礦工程.zip

永城市新莊礦1.50Mta新井設(shè)計(jì)含5張CAD圖-采礦工程.zip,永城市,新莊,1.50,Mta,設(shè)計(jì),CAD,采礦工程 英文原文Numerical Simulation of Coal Floor Fault Activation Influenced by Mining WANG Lian-guo,MIAO Xie-xingSchool of Sciences,China University of Mining&Technology,Xuzhou,Jiangsu 221008,ChinaAbstract:By means of the numerical simulation software ANSYS,the activation regularity of coal floor faults caused by mining is simulated.The results indicate that the variation in horizontal,vertical and shear stresses,as well as the horizontal and vertical displacements in the upper and the lower fault blocks at the workface are almost identical.Influenced by mining of the floor rock,there are stress releasing and stress rising areas at the upper part and at the footwall of the fault.The distribution of stress is influenced by the fault so that the stress isolines are staggered by the fault face and the stress is focused on the rock seam around the two ends of the fault.But the influence in fault activation on the upper or the lower fault blocks of the workface is markedly different.When the workface is on the footwall of the fault,there is a horizontal tension stress area on the upper part of the fault;when the workface is on the upper part of the fault,it has a horizontal compressive stress area on the lower fault block.When the workface is at the lower fault block,the maximum vertical displacement is 5 times larger then when the workface is on the upper fault block,which greatly increases the chance of a fatal inrush of water from the coal floor.Key words:mining;fault activation;simulation1 IntroductionIn this paper we attempt to appraise the activation regularity and deformation of coal floor faults caused by mining.Damage mechanisms of rock around coal floor faults are described from different aspects and in different contexts110.Descriptions can,to some extent,intensify our understanding of coal floor fault activation caused by mining.However, looking at the effect of these views,a mechanical analysis cannot achieve the purpose of pictures and clarity.For a more profound understanding of the regularity of fault activation caused by mining at the workface,we use computers to make numerical simulations and obtain a series of valuable conclusions. 2 Numerical Calculation of Model FormationConsidering the different fault activations influenced by the workface on the upper and lower fault blocks,we build two calculation models according to the state of the plane strain.Fig.1 is a calculation model(Model)of the workface on the lower fault block,showing the loading on the top of the terrane according to the distributional characteristics11 of mine pressure.Given the conditions of mining technology of the Qinan mine,the terrane 70 m fore- and-aft the workface and 30 m deep under the coal floor is simulated.The lithology of the floor is Berea sandstone and the elastic modulus E=1.09104MPa,the Poissons ratio=0.34,the cohesion C=2.94MPa,the internal friction angle=35 and the density=2.5 kN/m3.The calculation model of the workface on the upper part of the fault(Model)is the same as that of Modelexcept that the abutment pressure ahead of the workface is on the upper part of the fault.3 Numerical Simulation Results and AnalysisFor both models,the isoline graphs of horizontal, vertical and shear stresses as well as the horizontal and vertical displacements of modelsandhave been calculated and are plotted respectively as Figs.23. 3.1 Distribution characteristics of horizontal stressesInfluenced by mining of the coal floor rock, there are horizontal stress releasing areas and rising areas at the upper part and at the footwall of the fault. The distribution of horizontal stresses is influenced by the fault and it is obvious that the stress isolines are staggered by the fault face and the stress is concentrated on the rock seam around the two ends of the fault. In model I,stress is concentrated at the shallow part of the orebody at the footwall of the fault.The horizontal stress is 6.410 MPa.The horizontal stress under the fault face is 3.14.9 MPa.The lower part of mined-out areas on the lower fault block releases pressure,and may even turn to tension stress of about 0.5 MPa.But in the deeper part,the horizontal stress turns to compressive stress and the value increases gradually. In model,the stress is concentrated at the lower part of the orebody on the lower fault block and the horizontal stress becomes 14.627.5 MPa.The horizontal stress under the fault face is 4.948.16 MPa.The lower part of the mined-out areas at the fault footwall releases pressure;the horizontal stress is 4.94 MPa. 3.2 Distributional characteristics of vertical stressesThe distributions of vertical stresses are also influenced by faults.The stress isolines are staggered by the fault face.The stress is focused on the rock seam round the two ends of the fault. In model I,the stress is concentrated at the lower part of the orebody on the lower fault block.When the depth increases,the extent of the stress concentration in the rock under the coal bed decreases.The vertical stresses of the rock under the coal bed step down from 29.8 MPa to 18.7 MPa.The extent of the release at the upper part of mined-out areas reduces gradually and the vertical stresses increase from 1.5 MPa to 8.6 MPa.The vertical stresses at the footwall of the fault face increase from 8.6 MPa to 15.4 MPa. In model,the stress is concentrated at the lower part of the orebody on the lower fault block. When the depth increased,the concentration of stress in the rock under the coal bed decreased.The vertical stresses of the rock under the coal bed step down from 47.1 MPa to 13.5 MPa.The extent of the release of the footwall mined-out areas gradually reduces and the vertical stresses increase from 2.33 MPa to 7.92 MPa.The vertical stress at the footwall of fault face is 13.5 MPa.3.3 Distributional characteristics of shear stressesThe distribution of shear stresses at the upper part and the footwall of the fault are obviously different.The distributional characteristics of shear stress isolines are in conflict and the shear stresses are concentrated at the two ends of the fault.Inmodel,the stresses under the fault face evolve from compressive shear stress to tension shear stress.Its value ranges from5.4 MPa to0.3 MPa (the minus sign means compressive stress and the positive sign means tension stress).The tension at the upper fault block face of the shear stress area has a value of 0.3 MPa in the shallow part which gradually increases to 2.56 MPa in the deeper part. In model,the stress above the fault face changed from tension shear stress to compressive shear stress and the values ranged from6.6 MPa to 11.6 MPa (again,the minus sign means compressive stress and the positive sign tension stress).The upper part of the fault face is a tension shear stress area and the value gradually reduces from 4.99 MPa to 0.57 MPa. 3.4 Horizontal displacement In model,the horizontal compressive displacement on the lower fault block is small;its value is 0.35.6 mm.The horizontal compressive displacement at the fault footwall is large.The maximum value is 42.6 mm,but this falls gradually to 0.3 mm with increasing depth. In model,the horizontal tension displacement of the coal floor at the upper part of the fault ranges from 1.3 mm to 10.9 mm.The deep horizontal compressive displacement is small,ranging from 0.3 mm to 1.9 mm.The horizontal tension displacement at the footwall of the fault is between 1.3 and 10.9 mm.3.5 Vertical displacementJust as in the foregoing description,during mining,vertical stresses loading on the rock floor will change.At a time,from the front of the coal wall to the mined-out area,advancing in the direction along the workface supporting pressure areas,release pressure areas and stress resuming areas will arise.Related to this development,the rock of the coal floor may become a compressive area,an expanding area and a re-compressive area.The displacement of the rock on the coal floor reduces with increasing depth.In model,the displacement of the compressive area at the fault footwall reduces from 21.4 mm in the shallow end to 8.2 mm in the deep end and the displacement of the expanding area in upper part reduces from 84 mm to 4.9 mm going from the shallow to the deep end. In model,the displacement of the compressive area at the fault footwall reduces from 34.17 mm at the shallow end to 3.88 mm at the deep end and the displacement of the expanding area in the upper part reduces from 14.29 mm at the shallow part to 2.17 mm in the deeper part. 4 ConclusionsGiven the calculations in our analysis,the following inferences can be drawn:1)Influenced by mining of the floor rock,horizontal stress releasing areas and rising areas at the upper part and at the footwall of the fault develop. The distributions of horizontal stresses are influenced by the fault as indicated by the stress isolines which are staggered at the fault face and the stress is focused on the rock seam around the two ends of the fault.2)The distribution of vertical stresses are also influenced by the fault that as shown by the stress isolines,staggered at the fault face and the stress is concentrated at the rock seam around the two ends of the fault.3)The distribution of shear stresses at the upper part and the footwall of the fault are also obviously different.The shear stresses concentrate at the two ends of the fault.4)When the workface is at the footwall of the fault,there is a horizontal tension stress area on the upper part of the fault;when the workface is on the upper part of the fault,it has a horizontal compressive stress area at the lower fault block. 5)When the workface is on the lower fault block,the maximum vertical displacement is 5 times larger than that at the upper fault block,which very much increases the chance of a fatal inrush of water from the coal floor.References1Gao Y F,Shi L Q,Lou H J,et al.Water-Inrush Regularity and Water-Inrush Preferred Plane of Coal Floor.Xuzhou:China University of Mining&Technology Publishing House,1999.(In Chinese)2Qian M G,Miao X X,XU J L.The Key Strata Theory of Controlling the Rock Seam.Xuzhou:China University of Mining &Technology Publishing House,2000.(In Chinese)3Zhang J C,Zhang Y Z,Liu T Q.The Seepage Flow in Rock and the Water Inrush in Coal Floor.Beijing:Geological Publishing House,1997.(In Chinese)4Wang L G,Song Y.The Non-Linear Characteristic and the Forecast of Water Inrush from Coal Floor.Beijing:Coal Industry Press,2001.(In Chinese)5Gong S G.The Basic Application and Example Analysis of ANSYS.Beijing:Machine Press,2003.(In Chinese)6Li H Y,Zhou T P,Liu X X.The Tutorial of Engineering Application of ANSYS.Beijing:China Railway Press,2003.(In Chinese)7Wang L G,Song Y.A model to risk assessment for mine water-inrush.Journal of Engineering Geology,2001,09(02):158163.8Miao X X,Lu A H,Mao X B,et al.Numerical simulation for roadways in swelling rock under coupling function of water and ground pressure.Journal of China University of Mining&Technolog,2002,12(2):121125.9Wang L G,Bi S J,Song Y.Numerical simulation research on law of deformation and breakage of coal floor.Group Pressure and Strate Control,2004,(4):3537.(In Chinese)10Wang L G,Song Y,Miao X X.Study on prediction of water-inrush from coal floor based on cusp catastrophic model.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(4):573577.11Jiang J Q.The Stress and the Movement of the Rock Around the Stope.Beijing:Coal Industry Press,1997.(In Chinese)中文譯文采礦對(duì)煤層底板斷層活化影響的數(shù)值模擬王連國(guó)，繆協(xié)興中國(guó)礦業(yè)大學(xué)，理學(xué)院，中國(guó)，江蘇，徐州221008 摘要：利用數(shù)值模擬軟件ANSYS ，模擬采礦引起的底板斷層活化規(guī)律。結(jié)果表明，工作面在斷層上帶和下帶時(shí)，橫向、縱向和剪應(yīng)力的變化，以及水平和垂直位移幾乎一樣的。因采礦地面巖石影響，在斷層的上帶和下帶有應(yīng)力降低和壓力上升的地區(qū)。應(yīng)力分布的影響，這樣的斷層的壓力等值線的交錯(cuò)面臨的過失和強(qiáng)調(diào)的是集中在巖層周圍的兩端。但是斷層的影響，活化的上部或下部斷塊的工作面明顯不同.當(dāng)工作面在斷層的下帶，有一個(gè)橫向拉應(yīng)力區(qū)的在斷層的上帶;當(dāng)工作面是在斷層上帶，它有一個(gè)壓應(yīng)力水平較低的地區(qū)的工作面斷層塊。當(dāng)工作面在斷層下帶，最大垂直位移比工作面在斷層上帶大5倍，這樣極大地增大致命的底板突水機(jī)會(huì)。關(guān)鍵詞：采礦;斷層活化;模擬1簡(jiǎn)介在本文中，我們?cè)噲D評(píng)價(jià)受煤層底板的斷層活化規(guī)律和變形。損害機(jī)制所造成的巖石煤層底板斷層周圍描述來(lái)自不同方面和在不同情況。說(shuō)明可以在一定程度上加強(qiáng)我們的理解采礦影響煤層底板斷層活化.然而，從這些觀點(diǎn)的考慮，機(jī)械分析無(wú)法實(shí)現(xiàn)的預(yù)期的目的.為了更深刻的理解受工作面影響斷層活化規(guī)律，我們使用計(jì)算機(jī)，從而使數(shù)值模擬試驗(yàn)，并獲得了一系列有價(jià)值的結(jié)論。2數(shù)值計(jì)算模型的形成考慮到工作面在斷層上下帶位子不同的影響斷層活化，我們建立兩個(gè)數(shù)字模型通過不同拉伸狀態(tài).圖1是一個(gè)數(shù)值模型（模型）的工作面下帶，顯示的負(fù)荷上方的巖層根據(jù)礦山壓力的分布特征.基于現(xiàn)在采礦技術(shù)學(xué)條件祁南煤礦，模擬工作面前70米和縱向的和30米深的煤層底板.底板的巖性是貝雷亞砂巖的彈性模量E = 1.09 104MPa時(shí)，泊松比 = 0.34 ，凝聚力 = 2.94MPa時(shí)，內(nèi)摩擦角 = 35和容重 = 2.5 kN/m3。工作面在斷層上帶數(shù)值模型（模式 ）和模型是一樣的，但前面的支承壓力是在工作面是在斷層上帶的情況下。圖1 計(jì)算模型3數(shù)值模擬結(jié)果與分析（一）等值的水平應(yīng)力（二）等值線垂直應(yīng)力（三）剪應(yīng)力等值線（四）等值線水平位移（五）垂直位移等值線圖2 模型的計(jì)算結(jié)果對(duì)于這兩種模型，等值線圖的水平，縱向和剪應(yīng)力以及橫向和垂直位移的模型 ， 計(jì)算和繪制分別為圖2-3。3.1橫向應(yīng)力分布特征（一）等值的水平應(yīng)力（二）等值線垂直應(yīng)力（三）剪應(yīng)力等值線（四）等值線水平位移（五）垂直位移等值線圖3 模型的計(jì)算結(jié)果 受開采的煤層底板巖石影響，有水平應(yīng)力降低區(qū)域和不斷上升的斷層上帶。受斷層影響分配的橫向應(yīng)力，很明顯，應(yīng)力等值線是錯(cuò)開的斷層所面臨的壓力是聚集在斷層巖層周圍的兩端。在模型，強(qiáng)調(diào)的是集中在淺水部分礦體上帶.水平應(yīng)力是6.4-10 MPa. 在斷層面得水平應(yīng)力3.1至4.9MPa。下部采空區(qū)的低斷塊降低壓力，甚至可能反過來(lái)向拉應(yīng)力約0.5 MPa。在更深的部分，水平應(yīng)力和壓應(yīng)力輪流逐漸增加。在模式 ，應(yīng)力集中在下部礦體低斷塊和橫向應(yīng)力成為14.6-27.5 MPa。水平應(yīng)力下的斷裂面是4.94-8.16MPa。下部采空區(qū)的斷層降低壓力;橫向應(yīng)力是4.94MPa。3.2垂直應(yīng)力分布特征垂直應(yīng)力分布也受到斷層的影響。壓力等值線的交錯(cuò)由斷層面.應(yīng)力集中在煤層下的斷層兩端。在模型中，應(yīng)力是集中在較低的部分礦體低斷層。當(dāng)深度的增加，度在巖石下的應(yīng)力聚集程降低.垂直應(yīng)力條件下巖石煤層步驟從29.8MPa的18.7 MPa.The程度釋放在上部采空區(qū)減少逐步和垂直應(yīng)力增加1.5強(qiáng)度為8.6 MPa.The垂直強(qiáng)調(diào)在帶故障面對(duì)增加8.6MPa至15.4MPa。在模式 ，應(yīng)力集中在下部礦體低斷塊。當(dāng)深度增加，煤床下的巖石垂直應(yīng)力集中在47.1 MPa到13.5 MPa.在斷層下帶垂直應(yīng)力增長(zhǎng)從2.33 MPa提高7.92 MPa.垂直應(yīng)力在斷層下帶為13.5 MPa。3.3剪應(yīng)力的分布特征在斷層上下帶的剪切應(yīng)力的分布式明顯不同的，剪切應(yīng)力等值線是沖突的，和集中在斷層兩端剪切應(yīng)力相比。模型 ，壓力下面臨斷層演變從壓剪應(yīng)力的張應(yīng)力。值范圍從- 5.4MPa至-0.3MPa（減號(hào)指壓應(yīng)力和積極的跡象意味著拉應(yīng)力） 。在上斷塊面的張應(yīng)力對(duì)剪應(yīng)力地區(qū)有價(jià)值0.3MPa的淺層部分，逐步提高到2.56MPa的更深的一部分。在模式的應(yīng)力面對(duì)上述故障從緊張到壓剪應(yīng)力剪應(yīng)力和價(jià)值不等， 6.6MPa，以-11.6MPa（再次，減號(hào)指壓壓力和積極的跡象拉應(yīng)力）。上部部分?jǐn)嗔衙媸且粋€(gè)緊張剪應(yīng)力區(qū)和逐步降低的價(jià)值從4.99至0.57MPa。3.4水平位移模型，橫向壓縮病安置低斷塊小，它的價(jià)值是0.3-5.6 mm.橫向壓縮病安置在斷層下帶是。最大值為四十二點(diǎn)六毫米，但逐漸下降至0.3毫米日益深入。在模式 ，緊張的橫向位移煤炭樓的上半部分的故障范圍從1.3mm到9.10mm.深橫向壓縮位移小，范圍從0.3毫米1.9 mm.橫向位移緊張帶故障是1.3和10.9毫米。3.5垂直位移正如在上述的描述，在采礦，垂直應(yīng)力裝載的巖石上改變.有時(shí)，從煤壁前面到采空區(qū)，推進(jìn)方向沿支撐的工作面壓力區(qū)，降低工作壓力和垂直壓力恢復(fù)地區(qū)將上升.重訴這一發(fā)展，巖層的煤層底板可能成為壓區(qū)，擴(kuò)大面積和重新壓縮面積位移巖石上的煤層底板降低日益深入。模型 ，壓縮位移在斷層下帶減少21.4毫米，在淺端8.2mm深底的擴(kuò)大面積減少上部從84毫米到4.9mm從淺到深部。在模式 ，壓縮位移在減少斷層下帶在從34.17mm淺端部3.88mm在底和深的擴(kuò)大面積的上半部分減少?gòu)?4.28在淺層部分2.17mm的更深一部分。4結(jié)論鑒于我們的分析計(jì)算，可以得出以下推論：1）受采礦地面巖石，橫向應(yīng)力釋放領(lǐng)域和不斷上升的地區(qū)上半部分，并在帶故障發(fā)展。分布橫向應(yīng)力的影響的過失所顯示的壓力等值線是錯(cuò)開的故障面臨的應(yīng)力集中對(duì)巖層周圍的兩端故障。2）垂直分布也強(qiáng)調(diào)受故障，由于所表現(xiàn)出的壓力等值線，交錯(cuò)在故障面對(duì)的壓力是集中在巖層周圍的兩端故障。3）剪應(yīng)力分布的上限部分和下帶的故障也明顯不同，剪應(yīng)力集中在兩個(gè)兩端的故障。4）當(dāng)工作面處于帶的故障，有一個(gè)橫向拉應(yīng)力區(qū)上部斷裂;當(dāng)工作面于上半部分的故障，它有一個(gè)橫向壓縮應(yīng)力區(qū)在較低斷塊。5）當(dāng)工作面是低故障塊，最大垂直位移的5倍大于在上斷塊，這非常多增加了一個(gè)致命的突水從煤層底板。參考文獻(xiàn)1 Gao Y F,Shi L Q,Lou H J等.煤層底板突水突規(guī)律與防治.徐州 ：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社， 1999 。 2錢鳴高，繆協(xié)興 ，巖層控制的關(guān)鍵層理論.徐州 ：中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社， 2000 。 3 Zhang J C,Zhang Y Z,Liu T Q.滲流在巖石和在煤礦底板突水.北京 ：地質(zhì)出版， 1997年。 4王連國(guó)，宋揚(yáng)，煤礦底板突水的非線性特性及預(yù)測(cè).北京 ：煤炭工業(yè)出版社， 2001年。 5 Gong S G，基本應(yīng)用與實(shí)例分析ANSYS.北京 ：機(jī)械工業(yè)出版社， 2003 。 6 Li H Y,Zhou T P,Liu X X，ANSYS應(yīng)用工程輔導(dǎo).北京 ：中國(guó)鐵道出版社， 2003 。 7王連國(guó)，宋元，礦井突水風(fēng)險(xiǎn)評(píng)估模型.工程地質(zhì)學(xué)報(bào)， 2001,09 （ 02 ） ：158-163 。8 繆協(xié)興,盧愛紅,茅獻(xiàn)彪，數(shù)值仿真膨脹巖巷道耦合作用下的水和地面壓力.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)學(xué)報(bào)， 2002,12（ 2 ）:121 - 125 。9王連國(guó)，畢善軍，宋揚(yáng)，研究煤礦底板的變形與斷裂規(guī)律數(shù)值模擬.壓山壓力與頂板管理， 2004 ，（ 4 ） :35 - 37 。 10王連國(guó)，宋揚(yáng)，繆協(xié)興，基于尖點(diǎn)災(zāi)難性煤層底板突水模型研究.中國(guó)巖石力學(xué)與工程雜志， 2003,22 （ 4 ）:573 - 577 。11 Jiang J Q，回采工作面圍巖運(yùn)動(dòng)和應(yīng)力.北京:煤炭工業(yè)出版社,1997年。松軟頂板穩(wěn)定原理分析摘 要：我國(guó)煤礦賦存在松軟圍巖的煤層占可采煤層總數(shù)的1 /3, 隨著煤田的開發(fā)和礦井開采深度的加大,屬于這類條件的煤層比例, 還會(huì)逐年增加。在采礦過程中, 由于某些原因, 巷道不得不布置在松軟圍巖中, 松軟圍巖具有強(qiáng)度低、結(jié)構(gòu)面發(fā)育、膨脹性和流變性嚴(yán)重的特點(diǎn)。那么巷道布置在松軟巖層中, 工作面冒頂頻繁、支架陷底嚴(yán)重、巷道收斂強(qiáng)烈, 這些礦山壓力顯現(xiàn), 會(huì)造成生產(chǎn)及人身事故, 直接影響礦井的安全生產(chǎn)和經(jīng)濟(jì)效益。為此對(duì)深井巷道支護(hù)方法的研究就顯的極為重要。煤礦軟巖巷道工程是軟巖工程的一個(gè)主要組成部分。在我國(guó)煤礦煤系地層中，具有軟巖的礦井分布十分廣泛。軟巖巷道具有圍巖軟，強(qiáng)度低，膨脹性，深度大，應(yīng)力水平高，無(wú)可選擇性，動(dòng)荷載作用，時(shí)限性等特點(diǎn)。這些特點(diǎn)使得軟巖巷道支護(hù)問題成為困擾中國(guó)煤礦生產(chǎn)建設(shè)的重大問題之一。我國(guó)從60年代開始投入大量人力財(cái)力對(duì)軟巖問題進(jìn)行科研攻關(guān)，到目前已經(jīng)取得大量可喜成果。1 軟巖巷道圍巖控制原則1.1對(duì)癥下藥原則軟巖多種多樣, 即使宏觀地質(zhì)特點(diǎn)類似的軟巖,微觀上也千差萬(wàn)別, 構(gòu)成的軟巖復(fù)合型變形機(jī)理亦多種多樣。針對(duì)不同的變形機(jī)理, 軟巖工程的變形和破壞狀況不同, 對(duì)應(yīng)的支護(hù)對(duì)策也不同。只有正確地確定軟巖的變形機(jī)理, 找出造成軟巖工程變形破壞的 病因!, 才能通過 對(duì)癥下藥!采取相應(yīng)的支護(hù)措施, 達(dá)到軟巖工程支護(hù)的穩(wěn)定。1.2塑性圈原則軟巖巷道支護(hù)力求有控制地產(chǎn)生一個(gè)合理厚度的塑性圈, 最大限度地釋放圍巖變形能。對(duì)于軟巖巷道圍巖穩(wěn)定性控制來(lái)講, 塑性圈的出現(xiàn)能大幅度降低變形能, 減少切向應(yīng)力集中程度, 改善圍巖的承載狀態(tài)。但是, 必須控制塑性圈任意自由地出現(xiàn)，合制圍巖塑性圈, 可在圍巖變形趨于穩(wěn)定時(shí)及時(shí)加強(qiáng)支護(hù)。1.3 提高圍巖自穩(wěn)能力原則重視改善圍巖力學(xué)性質(zhì), 提高圍巖的自穩(wěn)能力,而不能采用被動(dòng)支護(hù), 被動(dòng)支護(hù)的強(qiáng)度越大, 越易造成巷道的失穩(wěn)破壞。軟巖巷道的控制只有通過采用封閉暴露面、安裝錨桿、二次注漿加固等措施, 提高圍巖抗壓強(qiáng)度、彈性模量、粘聚力、內(nèi)摩擦角等巖石力學(xué)性質(zhì)指標(biāo), 進(jìn)而提高巖體自承能力, 達(dá)到治理巷道目的。1.4 聯(lián)合支護(hù)原則軟巖巷道的變形機(jī)理通常是幾種變形機(jī)理的復(fù)合類型, 不同復(fù)合型具有不同的支護(hù)技術(shù)對(duì)策要點(diǎn),關(guān)鍵問題是有效地把復(fù)合型轉(zhuǎn)化為單一型的聯(lián)合支護(hù)形式。軟巖巷道支護(hù)是一個(gè)過程, 要對(duì)軟巖巷道實(shí)行有效控制, 必須有一個(gè)從復(fù)合型向單一型的轉(zhuǎn)化過程。這一過程是依靠一系列有針對(duì)性的單一支護(hù)型式的聯(lián)合支護(hù)實(shí)現(xiàn)的。1.5大斷面及避開最大水平應(yīng)力原則因軟巖巷道的大變形不可避免, 在巷道斷面設(shè)計(jì)上應(yīng)預(yù)留變形面積, 以防其尺寸在巷道變形后滿足不了使用要求。在地下巖體內(nèi)掘進(jìn)巷道后, 由于地應(yīng)力和二次應(yīng)力的作用, 會(huì)使巷道或硐室發(fā)生變形和破壞。就巷道的穩(wěn)定性而言, 為使巷道周邊的應(yīng)力集中程度減到最小，在選擇巷道的位置、方向以及斷面形狀時(shí), 巖石中的應(yīng)力狀態(tài)是一個(gè)決定因素。2 軟巖巷道支護(hù)實(shí)例2.1巷道地質(zhì)條件與原有支護(hù)北大巷實(shí)際埋深500m左右, 圍巖巖性普遍較差, 大多為深灰色砂質(zhì)泥巖和深灰色鋁土質(zhì)泥巖, 如圖1。這種巖石強(qiáng)度低, 巖石普氏系數(shù)在1.6 4.3左右, 且易風(fēng)化、遇水易膨脹, 由于巷道多次修復(fù), 圍巖更加松散破碎。三水平北大巷原有支護(hù)為U 型鋼+ 水泥背板支護(hù), 由于圍巖巖性較差, 受到上方煤柱的高支承壓力作用后, 巷道變形強(qiáng)烈。巷道普遍存在頂板強(qiáng)烈下沉、兩幫嚴(yán)重內(nèi)移、底臌量大, 巷道全斷面收縮。三水平北大巷原巷道斷面: 凈寬4.0m、凈高3.1 m, 巷道變形后最大變形處斷面凈寬2.6m、凈高2.0m。2.2巷道破壞原因分析由于三水平北大巷的圍巖巖性較差, 受上方煤柱支承壓力作用后, 巷道全斷面來(lái)壓, 巷道頂板下沉量、兩幫移近量和底臌量都很大, 巷道全斷面收縮,造成巷道維護(hù)特別困難。根據(jù)北大巷原有支護(hù)狀況, 北大巷嚴(yán)重變形破壞的原因是多方面的。主要原因有以下幾個(gè)方面:a. 受煤柱支承壓力作用, 北大巷圍巖壓力大。北大巷上方留有保護(hù)三水平井底車場(chǎng)的煤柱, 煤柱的支承壓力達(dá)到原巖應(yīng)力的2倍 3倍, 北大巷圍巖中的切向應(yīng)力很高, 北大巷泥巖強(qiáng)度大多在16MPa 36MPa之間, 巷道圍巖中產(chǎn)生的切向應(yīng)力達(dá)到32MPa以上, 圍巖的應(yīng)力水平遠(yuǎn)高于一般泥巖的強(qiáng)度。由于淺部圍巖的受力狀況較差, 造成北大巷的圍巖大量屈服破裂, 產(chǎn)生強(qiáng)烈的剪脹變形, 節(jié)理裂隙特別發(fā)育。b. 北大巷圍巖巖性較差。北大巷圍巖多為泥巖, 這種巖石的強(qiáng)度低, 且易風(fēng)化、遇水易膨脹。在高地應(yīng)力作用下易產(chǎn)生強(qiáng)烈變形, 變形持續(xù)時(shí)間長(zhǎng)。尤其巷道底板及兩墻底角處未能封閉嚴(yán)密, 造成底膨嚴(yán)重, 巷道首先由兩側(cè)墻角變形破壞, 致使整個(gè)巷道松動(dòng)變形。2. 3巷道支護(hù)措施改進(jìn)a. 采用高阻可縮支架。它的關(guān)鍵是采用高強(qiáng)U型鋼配合雙槽夾板卡纜, 并采用新型聯(lián)排雙扣雙抗鋼筋網(wǎng), 解決目前現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際使用的卡纜, 因結(jié)構(gòu)不合理導(dǎo)致的卡纜外翻和夾板拉斷問題, 避免支架低阻滑移, 使支架真正實(shí)現(xiàn)高阻可縮。b. 加強(qiáng)U 型鋼棚縱向結(jié)構(gòu)的強(qiáng)度, 即棚與棚之間用螺紋鋼拉桿相連, 同時(shí)使用水泥背板進(jìn)行腰背,使整個(gè)棚子連成一體, 增強(qiáng)了整體穩(wěn)定性。c. 采用高強(qiáng)控底措施控制底板的強(qiáng)烈臌起。根據(jù)底板松散破碎底臌量大的實(shí)際情況, 采用底板錨索并配合梁網(wǎng)支護(hù), 控制底板的強(qiáng)烈底臌。其中底板錨索施工采用專用的底板錨索鉆機(jī)。根據(jù)底板圍巖松散破碎的狀況, 先采用底板注漿。然后采用整體梁加固底板, 包括水溝的永久支護(hù)。d. 采用錨注加固技術(shù)加固圍巖。根據(jù)北大巷的圍巖狀況, 需要采用錨注技術(shù)加固圍巖。一方面通過錨注加固提高圍巖體本身的穩(wěn)定性, 另一方面通過注漿將支架與圍巖耦合為一體, 實(shí)現(xiàn)支架與圍巖共同承載。2. 4巷道支護(hù)措施改進(jìn)后的效果巷道支護(hù)措施改進(jìn)前, 由于支架變形嚴(yán)重, 造成巷道嚴(yán)重破壞, 大部分巷道施工期間就翻修1次 2次, 局部多達(dá)3次, 嚴(yán)重影響了施工速度和工程質(zhì)量。改進(jìn)后, 經(jīng)一年多的使用觀察, 巷道穩(wěn)定性較好, 能確保設(shè)計(jì)要求和安全使用, 只是個(gè)別地點(diǎn)有微量變形。1 試驗(yàn)面生產(chǎn)技術(shù)條件3403 試驗(yàn)工作面巷道埋深600m, 煤層平均厚度2. 6m, 屬穩(wěn)定煤層, 結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單。直接頂為砂質(zhì)泥巖, 厚0 5.2m, 平均2.3m。老頂為中細(xì)砂巖, 平均厚度11.4m。直接底為粉細(xì)砂巖, 平均厚度3.5m。該試驗(yàn)面因受生產(chǎn)條件的限制采用不完全沿空留巷技術(shù), 如圖1 所示( 圖中虛線為未開掘巷道) 。其中運(yùn)輸平巷和回風(fēng)平巷仍采用傳統(tǒng)的木支護(hù)。因巷道埋藏較深和受到相鄰工作面采動(dòng)的影響, 工作面運(yùn)輸平巷要經(jīng)常處于高應(yīng)力和采動(dòng)壓力雙重影響之下, 并且, 由于回采順序, 要受上、下兩面的兩次采動(dòng)動(dòng)壓影響.2 深部煤層巷道圍巖變形規(guī)律深部煤層巷道圍巖變形不同于巖石巷道, 有其特殊的規(guī)律。因煤層巷道兩幫圍巖一般是煤體, 其強(qiáng)度通常都低于巷道頂?shù)装鍘r層, 所以塑性區(qū)從幫角開始。當(dāng)煤層巷道的底板巖層強(qiáng)度較低時(shí), 塑性區(qū)的發(fā)展就從兩幫和底角開始; 若頂、底圍巖強(qiáng)度皆低, 塑性區(qū)的發(fā)展就從幫和頂、底角開始。隨著幫角塑性區(qū)的發(fā)展, 其它部位的塑性區(qū)也逐漸發(fā)展, 但最終仍以幫、角的塑性區(qū)最大。深部煤層巷道在高地應(yīng)力、圍巖巖性松軟及采動(dòng)壓力的影響下, 通過相似材料模擬試驗(yàn)和現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)發(fā)現(xiàn)其變形有如下特點(diǎn):( 1) 巷道圍巖變形破壞后擠向巷道空間, 而較深部圍巖都有不同程度的下沉。在工作面超前支承壓力的作用下, 迫使老頂、直接頂、兩幫下沉, 煤層壓入巷道底板, 煤層老底也因巖體壓縮而產(chǎn)生微量下沉。由于巷道淺部圍巖出現(xiàn)了劇烈的塑性破壞, 巷道底板支護(hù)阻力較小, 因此這部分圍巖向巷道空間移動(dòng), 在兩幫煤層下沉的作用下, 巷道底板出現(xiàn)底臌。兩幫在出現(xiàn)一定程度的下沉的同時(shí)在水平方向也擠向巷道空間。( 2) 從巷道橫截面來(lái)看, 沒有松塌破壞的圍巖出現(xiàn)不同程度鉛直壓應(yīng)變, 巷道松塌破壞區(qū)的圍巖變形表現(xiàn)為拉應(yīng)變的特征。在巷道實(shí)體煤的未破碎區(qū)中, 由頂板傳遞到底板的鉛直支承壓力較大, 因此該區(qū)域的圍巖都表現(xiàn)為壓應(yīng)變, 各巖層都有不同程度的下沉。巷道懸露的直接頂因受到的鉛直支護(hù)阻力很小, 與兩幫煤壁上的支承壓力相差非常懸殊, 被產(chǎn)生一定變形的老頂巖層壓入巷道的同時(shí)產(chǎn)生嚴(yán)重的破壞而體積膨脹。巷道淺部煤體出現(xiàn)塑性破壞后, 水平方向的拉應(yīng)變大于鉛直方向的壓應(yīng)變。( 3) 巷道兩幫變形破壞是造成巷道底臌的重要原因。由于巷道底板通常沒有支護(hù)阻力, 即使布置了支架, 煤幫對(duì)其下部底板巖層鉛直應(yīng)力也大大高于支架對(duì)底板的作用力, 所以煤幫下部巖層的壓應(yīng)變?cè)斐稍诘装逯谐霈F(xiàn)破斷線, 幫的下沉將促使底板破裂滑移、臌起更為嚴(yán)重。兩幫下沉量越大, 底臌量越大。( 4) 隨著巷道埋深增加, 圍巖壓力增大, 特別是有動(dòng)壓作用地點(diǎn), 巷道圍巖呈現(xiàn)軟巖特征。( 5) 由于第二次動(dòng)壓作用時(shí)間短, 并且有工作面超前加強(qiáng)支護(hù), 所以, 第二次動(dòng)壓比第一次動(dòng)壓時(shí)圍巖變形稍小。3 支護(hù)技術(shù)3.1支護(hù)方式的選擇根據(jù)深部煤巷的變形特點(diǎn), 錨網(wǎng)帶支護(hù)作為一種主動(dòng)支護(hù), 與傳統(tǒng)的棚式支護(hù)相比具有明顯的優(yōu)勢(shì); 錨桿能實(shí)現(xiàn)主動(dòng)支護(hù), 提高圍巖的自承能力; 金屬網(wǎng)有很好的柔性, 有能適應(yīng)圍巖、煤幫變形的能力, 因而能有效地防止圍巖的松動(dòng)剝落, 防止錨空現(xiàn)象, 有效地發(fā)揮錨桿的支護(hù)作用; 鋼帶能使金屬網(wǎng)充分的貼幫、接頂, 保證錨桿支護(hù)系統(tǒng)的完整性。因此錨網(wǎng)帶支護(hù)能夠從根本上改善深部動(dòng)壓巷道的支護(hù)狀況, 保證安全生產(chǎn)。3.2錨網(wǎng)帶支護(hù)加固原理錨網(wǎng)帶支護(hù)之所以能夠成為深部煤巷的一種有效的支護(hù)方式, 是因?yàn)殄^桿、金屬網(wǎng)和鋼帶組成一個(gè)桁架結(jié)構(gòu), 如圖2 所示。在錨桿和鋼帶共同作用下, 對(duì)錨桿間的圍巖產(chǎn)生壓縮, 從而一方面增大了頂板圍巖裂隙中的摩擦力, 另一方面抵消或減小了頂板中部可能產(chǎn)生的拉應(yīng)力。同時(shí)通過鋼帶和金屬網(wǎng)把錨、網(wǎng)、帶連接為一體, 既能協(xié)調(diào)受力, 又具有一定的柔性, 允許圍巖出現(xiàn)一定程度的變形, 并且在圍巖變形過程中圍巖摩擦力增大, 產(chǎn)生自鎖作用, 從而能夠承受住采動(dòng)壓力的疊加, 維護(hù)動(dòng)壓巷道的穩(wěn)定性。3.3錨固形式選擇錨桿的錨固形式分為全錨和端錨。全錨具有錨固力大的優(yōu)點(diǎn), 而端錨能夠適應(yīng)巷道圍巖變形。對(duì)于受兩次動(dòng)壓的巷道, 在第一次動(dòng)壓過后, 可以把托盤卸掉, 把破碎的煤體放出, 然后再上好托盤, 擰緊螺母, 起到卸壓作用。經(jīng)計(jì)算在試驗(yàn)巷道內(nèi)采用樹脂藥卷螺紋鋼端錨的方式能夠提供足夠的支護(hù)阻力。3.4合理錨桿參數(shù)的確定在層狀巖層中開掘的巷道, 頂板巖層的滑移與分離可能導(dǎo)致頂板的破碎, 直至冒落。深部煤層巷道由于其所受力學(xué)環(huán)境惡劣, 節(jié)理裂隙比較發(fā)育, 圍巖破碎帶大, 松脫巖塊的冒落可能對(duì)生產(chǎn)造成威脅。如果錨桿加固系統(tǒng)能夠提供足夠的支護(hù)阻力將松脫頂板或危巖懸吊在穩(wěn)定巖層中, 并有效控制兩幫煤體塑性區(qū)的擴(kuò)展, 就能保證巷道圍巖穩(wěn)定?；夭晒ぷ髅嫜乜樟粝锊贾糜幸韵旅黠@優(yōu)勢(shì)：實(shí)現(xiàn)無(wú)煤柱開采，提高煤炭資源回收率；少掘巷道，降低礦井掘進(jìn)率；回采工作面實(shí)現(xiàn)Y型通風(fēng)系統(tǒng)，有利于解決瓦斯問題；消除煤柱護(hù)巷時(shí)煤柱下方應(yīng)力集中對(duì)下部煤層開采與巷道支護(hù)的不利影響，使巷道長(zhǎng)期處于應(yīng)力降低區(qū)。但是，沿空留巷要經(jīng)歷本回采工作面采前、采后及下一個(gè)工作面的強(qiáng)烈采動(dòng)影響，特別是本工作面回采后，巷道處于2種不同介質(zhì)中，頂板會(huì)發(fā)生強(qiáng)烈沉降，導(dǎo)致巷道變形和破壞范圍顯著增大。同時(shí)，沿空留巷必須進(jìn)行巷旁支護(hù)。我國(guó)煤礦開采深度逐年增加，瓦斯涌出量也越來(lái)越大，特別是在深部高瓦斯、低透氣性煤與瓦斯突出煤層中開采時(shí)，大量瓦斯涌出和積聚已成為礦井安全生產(chǎn)和提高開采效率的極大障礙，而采用沿空留巷技術(shù)實(shí)現(xiàn)Y型通風(fēng)是解決這一難題的有效途徑，并可實(shí)現(xiàn)工作面往復(fù)式開采，消除孤島工作面，提高煤炭資源回收率。深部沿空留巷與淺部沿空留巷圍巖變形有很大區(qū)別。深部煤巖體處于高地應(yīng)力、高地溫、高巖溶水壓的環(huán)境中，而且要經(jīng)受多次強(qiáng)烈的采動(dòng)影響。高原巖應(yīng)力與采動(dòng)應(yīng)力疊加，導(dǎo)致圍巖變形的擴(kuò)容性、流變性與沖擊性突出。不僅沿空留巷頂板變形強(qiáng)烈，而且煤幫擠出和底臌嚴(yán)重，這是深部沿空留巷最顯著的特點(diǎn)。沿空留巷涉及的主要研究?jī)?nèi)容包括：沿空留巷圍巖活動(dòng)規(guī)律，圍巖與支護(hù)相互作用關(guān)系，巷內(nèi)支護(hù)、加強(qiáng)支護(hù)及巷旁支護(hù)等。圍繞這些內(nèi)容，多年來(lái)國(guó)內(nèi)外的學(xué)者已經(jīng)進(jìn)行了大量研究工作。我國(guó)已基本掌握了簡(jiǎn)單條件下薄及中厚煤層沿空留巷礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，甚至在綜采放頂煤工作面也得到應(yīng)用。但在深部礦井的研究與應(yīng)用還比較少。目前沿空留巷研究主要集中在以下幾點(diǎn)：(1) 沿空留巷圍巖活動(dòng)規(guī)律及支護(hù)圍巖作用關(guān)系研究。沿空留巷頂板簡(jiǎn)化成層間結(jié)合力忽略不計(jì)的矩形“疊加層板”結(jié)構(gòu)，根據(jù)彈塑性力學(xué)的有關(guān)理論提出了頂板載荷的條帶分割法；根據(jù)沿空留巷頂板運(yùn)動(dòng)特點(diǎn)，分為前期活動(dòng)、過渡期活動(dòng)和后期活動(dòng)3個(gè)階段，并給出了相應(yīng)的支護(hù)阻力計(jì)算公式。從不同的角度建立了頂板運(yùn)動(dòng)的力學(xué)模型。針對(duì)厚煤層綜采放頂煤工作面沿空留巷，也進(jìn)行了研究與試驗(yàn)。采用相似材料模擬和數(shù)值模擬方法對(duì)沿空留巷老頂破斷位置與形狀、不同支護(hù)方式對(duì)頂板活動(dòng)的影響以及巷旁充填技術(shù)參數(shù)的確定進(jìn)行了分析；對(duì)圍巖位移特點(diǎn)、煤幫與充填體應(yīng)力演化特征進(jìn)行了研究。根據(jù)井下礦壓監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)，對(duì)沿空留巷圍巖與充填體的分階段變形特征進(jìn)行了分析。(2) 巷旁支護(hù)技術(shù)。巷旁支護(hù)是沿空留巷的關(guān)鍵技術(shù)，經(jīng)歷了木垛、密集支柱、矸石帶、混凝土砌塊等人工構(gòu)筑的傳統(tǒng)低強(qiáng)度支護(hù)方式，發(fā)展到目前的高水材料和膏體材料機(jī)械充填高強(qiáng)度支護(hù)方式。隨著高強(qiáng)度錨桿與錨索支護(hù)技術(shù)的快速發(fā)展，研究與試驗(yàn)了巷旁采用錨索加強(qiáng)支護(hù)，配合密集支柱的沿空留巷巷旁支護(hù)方式，取得較好效果。(3) 巷內(nèi)支護(hù)技術(shù)。巷內(nèi)支護(hù)包括基本支護(hù)與加強(qiáng)支護(hù)。基本支護(hù)形式主要有工字鋼支架、U 型鋼可縮性支架、錨桿與錨索支護(hù)及聯(lián)合支護(hù)等。目前，錨桿與錨索支護(hù)在沿空留巷巷內(nèi)支護(hù)中得到廣泛應(yīng)用。但是在深部與復(fù)雜困難條件下，普通的高強(qiáng)度錨桿與錨索支護(hù)也難以有效控制圍巖強(qiáng)烈變形，保持巷道的穩(wěn)定。為此，煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計(jì)研究分院開發(fā)出高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索支護(hù)系統(tǒng)，并在多個(gè)礦區(qū)得到推廣應(yīng)用，取得良好支護(hù)效果。高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索為沿空留巷巷內(nèi)支護(hù)與巷旁錨索加強(qiáng)支護(hù)提供了首選的、有效的手段。加強(qiáng)支護(hù)主要有單體支柱及專門設(shè)計(jì)的液壓支架。本文針對(duì)深部沿空留巷出現(xiàn)的問題，采用數(shù)值模擬對(duì)深部沿空留巷圍巖的變形規(guī)律和控制技術(shù)進(jìn)行研究，在淮南謝家集第一煤礦(以下簡(jiǎn)稱謝一礦）進(jìn)行井下試驗(yàn)與應(yīng)用，并提出深部沿空留巷的支護(hù)原則與建議。4 深部沿空留巷的數(shù)值模擬分析沿空留巷受到回采工作面引起的頂板劇烈運(yùn)動(dòng)，同時(shí)由于巷旁支護(hù)體的支護(hù)作用，其圍巖變形有著獨(dú)特的特點(diǎn)。沿空留巷圍巖結(jié)構(gòu)如圖1 所示。沿空留巷圍巖位移與普通巷道相比，其最大的特點(diǎn)是與基本頂巖層回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)密切相關(guān)。沿空留巷頂板位移主要由煤幫側(cè)下沉量，基本頂巖層回轉(zhuǎn)引起的下沉量及頂板巖層擴(kuò)容變形量組成。因此，基本頂斷裂位置、煤幫支護(hù)方式與參數(shù)、頂板支護(hù)形式與參數(shù)、巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)方式及巷旁支護(hù)形式、參數(shù)與力學(xué)性能(如充填體尺寸、充填方式、充填體強(qiáng)度等)，對(duì)沿空留巷圍巖變形都有直接影響。為全面、系統(tǒng)了解沿空留巷圍巖變形與應(yīng)力分布特征，采用有限差分?jǐn)?shù)值計(jì)算軟件FLAC3D進(jìn)行了模擬分析。4.1 模型建立模擬巷道為淮南謝一礦5121B10 工作面回風(fēng)巷。該工作面煤層厚度平均1.4m，傾角22度。巷道埋深為700m左右，斷面為倒梯形，中間高度2.8m，寬度5m。煤層頂?shù)装鍘r層物理力學(xué)參數(shù)見表1。模型初始地應(yīng)力采用井下實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)。采用水壓致裂法在該工作面附近進(jìn)行了原巖應(yīng)力測(cè)量，測(cè)量結(jié)果為：最大水平主應(yīng)力16.9 MPa，方向N46.2W，最小水平主應(yīng)力8.9 MPa。垂直主應(yīng)力20.1MPa。根據(jù)回風(fēng)巷頂?shù)装鍘r層分布狀況，將模型共分為10層，劃分344*100 個(gè)單元，模型尺寸為200m100m142.7m(長(zhǎng)寬高)。根據(jù)對(duì)稱性原則，工作面開采寬度設(shè)定為100m，巷旁充填體采用高強(qiáng)度膏體充填材料，其7d抗壓強(qiáng)度為15MPa，充填體寬高比設(shè)為1，緊隨工作面開采充填。模型中巖層、煤層與充填體均采用莫爾庫(kù)侖屈服準(zhǔn)則。為了解深部沿空留巷圍巖變形規(guī)律，在開切眼前方巷道20 m 處設(shè)置監(jiān)測(cè)點(diǎn)，監(jiān)測(cè)整個(gè)留巷過程中圍巖變形及受力變化。為使模型接近井下實(shí)際回采情況，采用分步開挖，每次開挖2 m，相當(dāng)于工作面推進(jìn)2m。共開挖30次，模擬工作面回采60m。模擬過程中監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置見圖2。頂板與底板應(yīng)力監(jiān)測(cè)點(diǎn)分別位于巷道中心頂板上方、底板下方0.5m處，兩側(cè)頂板監(jiān)測(cè)點(diǎn)分別位于巷內(nèi)距兩幫0.5m、頂板上方0.5m處，煤幫應(yīng)力監(jiān)測(cè)點(diǎn)位于煤幫中部1.0m處。4.2 巷道圍巖變形與應(yīng)力分布特征分析巷道圍巖位移與至回采工作面距離的關(guān)系見圖3(a)。可見，工作面回采超前影響范圍為015m，頂板下沉和底臌量分別為51.1、90.9 mm，煤幫位移為62.2mm；圍巖變形主要發(fā)生在工作面后方025m范圍之內(nèi)。頂板總下沉量達(dá)到199.3mm，底臌量達(dá)到395.2 mm，煤幫位移量為283.0mm，圍巖變形以煤幫擠出和底臌為主。巷道兩側(cè)頂板位移曲線見圖3(b)。超前工作面巷道兩側(cè)頂板下沉較均勻。工作面后方留巷段兩側(cè)頂板下沉不均勻，采空區(qū)側(cè)下沉大，煤幫側(cè)下沉小，兩者相差26 mm，主要是留巷頂板回轉(zhuǎn)變形所致。沿空留巷頂板垂直應(yīng)力分布見圖4(a)。工作面前方012m 范圍為超前應(yīng)力影響區(qū)。隨著工作面推進(jìn)，工作面后方留巷段頂板在直接頂和基本頂來(lái)壓而回轉(zhuǎn)變形過程中，應(yīng)力逐漸升高，工作面后方30m后垂直應(yīng)力逐漸穩(wěn)定。但總的來(lái)說(shuō)，垂直應(yīng)力不大。沿空留巷頂、底板水平應(yīng)力分布見圖4(b)。水平應(yīng)力明顯大于垂直應(yīng)力，主要是由于回采過程中采空區(qū)頂板回轉(zhuǎn)對(duì)頂?shù)装瀹a(chǎn)生的附加水平推力所致。底板水平應(yīng)力在工作面前方15m到工作面后方6m處逐漸降低，之后逐漸增加，工作面后方影響范圍為632m；頂板水平應(yīng)力的超前影響范圍為010m，工作面后方影響范圍與底板水平應(yīng)力一致，但工作面后方22m后，即大約一個(gè)來(lái)壓步距后，頂板水平應(yīng)力開始小于底板水平應(yīng)力。煤幫垂直應(yīng)力在距工作面12m 時(shí)開始逐漸增加，直到工作面推過20m后逐漸穩(wěn)定并有所降低。在整個(gè)過程中，煤幫不斷受到超前支承壓力和采空區(qū)頂板回轉(zhuǎn)引起的側(cè)向支承壓力的影響，應(yīng)力較大。巷道兩側(cè)煤幫與巷旁充填體是應(yīng)力升高區(qū)，說(shuō)明充填體與煤幫均有效支護(hù)了頂板。5 深部沿空留巷支護(hù)井下試驗(yàn)沿空留巷井下試驗(yàn)選擇在淮南謝一礦5121B10工作面回風(fēng)巷，巷道地質(zhì)與生產(chǎn)條件如節(jié)2 所述。沿空留巷的實(shí)施可分為巷道掘進(jìn)與支護(hù)、工作面回采時(shí)加強(qiáng)支護(hù)與工作面后方巷旁支護(hù)3個(gè)階段。5.1 沿空留巷支護(hù)設(shè)計(jì)巷道支護(hù)分為巷內(nèi)支護(hù)和巷旁支護(hù)。巷內(nèi)支護(hù)又分為基本支護(hù)與加強(qiáng)支護(hù)。5.1.1 巷內(nèi)基本支護(hù)(1) 支護(hù)形式試驗(yàn)巷道為深部高地應(yīng)力、受強(qiáng)烈采動(dòng)影響的沿空留巷，普通錨桿支護(hù)難以控制巷道掘進(jìn)及留巷期間強(qiáng)烈變形，不能滿足生產(chǎn)要求。因此，確定巷內(nèi)基本支護(hù)采用高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索支護(hù)系統(tǒng)。通過給強(qiáng)力錨桿與錨索施加高預(yù)緊力，并使其有效擴(kuò)散到圍巖中，有效控制圍巖中裂隙張開和新裂紋產(chǎn)生、結(jié)構(gòu)面離層與滑動(dòng)，保持圍巖在掘進(jìn)與留巷期間的完整性。(2) 支護(hù)材料根據(jù)深部沿空留巷圍巖變形與破壞的特點(diǎn)，確定采用高韌性、高延伸率、強(qiáng)力錨桿與錨索支護(hù)材料。錨桿桿體為BHRB500左旋無(wú)縱筋螺紋鋼筋，屈服強(qiáng)度大于500MPa拉斷強(qiáng)度大于670MPa，沖擊吸收功達(dá)到30J，伸長(zhǎng)率達(dá)到20%；錨索為新型119結(jié)構(gòu)高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力鋼絞線，拉斷荷載達(dá)到600kN(直徑22mm)，伸長(zhǎng)率7%。為實(shí)現(xiàn)錨桿預(yù)應(yīng)力的有效擴(kuò)散，錨桿組合構(gòu)件采用W型鋼帶。(3) 支護(hù)參數(shù)采用數(shù)值模擬進(jìn)行多方案比較，結(jié)合已有的經(jīng)驗(yàn)，確定錨桿與錨索支護(hù)參數(shù)。錨桿直徑22mm，長(zhǎng)度2.4m，樹脂加長(zhǎng)錨固，預(yù)緊力矩為500Nm。采用W 型鋼帶和金屬網(wǎng)護(hù)頂。頂板錨桿間排距為900mm1000mm，幫錨桿間、排距均為1000mm。頂板錨索直徑22 mm，長(zhǎng)度6.3m，每排2 根錨索，間距1.8m，排距2m，預(yù)緊力為300kN。巷道錨桿支護(hù)布置如圖5 所示。5.1.2 加強(qiáng)支護(hù)對(duì)于普通的回采工作面順槽，當(dāng)受到工作面超前支承壓力影響后，巷道圍巖變形與破壞范圍會(huì)顯著增加。為了保持巷道圍巖穩(wěn)定，同時(shí)斷面能夠滿足生產(chǎn)要求，應(yīng)進(jìn)行超前加強(qiáng)支護(hù)。煤礦安全規(guī)程明確規(guī)定：采煤工作面所有安全出口與巷道連結(jié)處20 m范圍內(nèi)，必須加強(qiáng)支護(hù)。目前，加強(qiáng)支護(hù)方式主要有2種：?jiǎn)误w支柱配頂梁；專門設(shè)計(jì)的超前支護(hù)液壓支架。對(duì)于沿空留巷，不僅受到工作面超前支承壓力的影響，更主要的是工作面采過以后，一側(cè)煤幫不復(fù)存在，采動(dòng)影響更加劇烈，而巷旁充填體的設(shè)置并達(dá)到所需的強(qiáng)度需要一定的空間與時(shí)間。在這個(gè)空間與時(shí)段內(nèi)，必須設(shè)置高阻力的加強(qiáng)支護(hù)，阻止頂板下沉，控制頂板巖層離層，保持頂板的完整與穩(wěn)定，同時(shí)為巷旁充填提供安全、寬敞的作業(yè)空間。當(dāng)然，深部沿空留巷與淺部相比，對(duì)加強(qiáng)支護(hù)提出更高的要求。用于沿空留巷巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)的形式也主要有2種：?jiǎn)误w支柱配頂梁及專門設(shè)計(jì)的加強(qiáng)支護(hù)液壓支架?；茨系V業(yè)集團(tuán)公司與有關(guān)單位合作開發(fā)出自移式主動(dòng)強(qiáng)力控頂支架。該支架由立柱、四連桿機(jī)構(gòu)、頂梁與底座組成，前后相鄰兩架支架由伸縮梁和推移千斤頂連接，支架相互推拉實(shí)現(xiàn)自移行走。加強(qiáng)支架4 根立柱工作阻力達(dá)8000 kN，主動(dòng)支撐力與護(hù)表面積大。根據(jù)謝一礦5121B10工作面回風(fēng)巷的地質(zhì)與生產(chǎn)條件，選取了單體支柱配頂梁的加強(qiáng)支護(hù)方式。超前工作面煤壁2060m 采用DZ型單體支柱配HDJA-1000 金屬鉸接頂梁?jiǎn)闻胖ёo(hù)；超前煤壁20 m 用單體支柱配合金屬鉸接頂梁三排支護(hù)。鉸接頂梁為一梁一柱，走向棚支護(hù)，支柱初撐力不小于50 kN。工作面滯后煤壁100m 范圍內(nèi)用單體支柱配合金屬鉸接頂梁三排加強(qiáng)支護(hù)?；仫L(fēng)巷加強(qiáng)支護(hù)布置如圖6 所示。5.1.3 巷旁支護(hù)如前所述，巷旁支護(hù)有多種形式，但對(duì)于深部沿空留巷，比較適合的是充填式巷旁支護(hù)。深部沿空留巷對(duì)巷旁充填支護(hù)提出以下要求：(1) 充填體強(qiáng)度。巷旁充填體在工作面頂板垮落過程中應(yīng)具有足夠的強(qiáng)度切斷直接頂巖層。一方面，要求充填體從開始充填到達(dá)到最大強(qiáng)度的過程中，強(qiáng)度的增加應(yīng)與頂板下沉、來(lái)壓步距與時(shí)間相適應(yīng)。在頂板下沉與來(lái)壓明顯的情況下，如果充填體強(qiáng)度仍然比較小，則不能有效控制圍巖變形。另一方面，充填體最終強(qiáng)度必須達(dá)到一定數(shù)值，巷旁支護(hù)達(dá)到合理的支護(hù)阻力，才能保持留巷的長(zhǎng)期穩(wěn)定。對(duì)于深部沿空留巷，由于地應(yīng)力高、采動(dòng)影響強(qiáng)烈，要求巷旁充填體有較快的增阻速度，最終能達(dá)到較高的強(qiáng)度與支護(hù)阻力。此外，沿空留巷一般要復(fù)用，即不僅要用作本工作面回風(fēng)與抽采瓦斯的通道，而且要用作下一個(gè)采煤工作面的運(yùn)輸巷或回風(fēng)巷。留巷服務(wù)2 個(gè)采煤工作面，還要經(jīng)受下一個(gè)工作面的采動(dòng)影響，維護(hù)時(shí)間成倍增加。要求巷旁充填體在服務(wù)期間不能風(fēng)化，應(yīng)有較高的長(zhǎng)期強(qiáng)度。(2) 充填體變形性能。巷旁充填體不僅要有較高的強(qiáng)度，而且應(yīng)具有較好的變形性能，以適應(yīng)基本頂巖層旋轉(zhuǎn)下沉引起的變形。沿空留巷服務(wù)時(shí)間長(zhǎng)，要求充填體同時(shí)具有較高的長(zhǎng)期強(qiáng)度與足夠的變形性。此外，巷旁充填體不能產(chǎn)生較大的側(cè)向變形，以保證留巷有足夠的斷面積，滿足生產(chǎn)要求。(3) 充填體施工。巷旁充填一般采用泵送的方式，要求充填材料應(yīng)有良好的泵送性能。充填體的構(gòu)筑應(yīng)緊跟采煤工作面，構(gòu)筑速度應(yīng)能滿足綜采工作面推進(jìn)速度的要求。特別強(qiáng)調(diào)的一點(diǎn)是，充填體上方的頂板必須預(yù)先進(jìn)行錨桿與錨索支護(hù)，使頂板保持完整與穩(wěn)定，避免頂板破碎與冒頂，是確保巷旁充填支護(hù)成功的必要條件。這一點(diǎn)不僅在沿空留巷的實(shí)踐中得到證實(shí)，而且對(duì)于采空區(qū)內(nèi)留巷也是必須的。本試驗(yàn)中，在工作面與回風(fēng)巷連接的出口處過渡支架移架后，在煤壁位置沿回風(fēng)巷下幫向下3 m，長(zhǎng)度5m范圍內(nèi)進(jìn)行沿空留巷超前掘進(jìn)，并進(jìn)行錨桿支護(hù)。錨桿為直徑22mm、長(zhǎng)度5m 的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1000mm800mm，每排布置4根錨桿，采用鋼帶與金屬網(wǎng)護(hù)頂。(4) 巷旁充填成本。要求巷旁充填不僅在技術(shù)上能滿足要求，而且成本不能太高，否則不利于大面積推廣應(yīng)用。目前，巷旁充填材料主要有高水充填與膏體充填材料。膏體充填材料一般以水泥、粉煤灰、石子、砂和少量外加劑組合而成。這種材料取材廣泛，可以實(shí)現(xiàn)廢物利用，成本低、強(qiáng)度大，一般最終強(qiáng)度可達(dá)15MPa左右，經(jīng)過配方調(diào)整，其強(qiáng)度可以達(dá)到30MPa。因此，選擇該種材料作為深部沿空留巷的巷旁充填材料。本次試驗(yàn)采用膏體充填材料進(jìn)行巷旁充填。5d后抗壓強(qiáng)度達(dá)10MPa，最終強(qiáng)度可達(dá)14MPa。5.2 井下監(jiān)測(cè)與支護(hù)效果分析5.2.1 掘進(jìn)期間(1) 巷道表面位移在5121B10 工作面回風(fēng)巷施工過程中與結(jié)束后，對(duì)巷道掘進(jìn)期間的表面位移、頂板離層及錨桿受力進(jìn)行了監(jiān)測(cè)。共設(shè)置2 個(gè)測(cè)站，其中測(cè)站2 的掘進(jìn)期間回風(fēng)巷表面位移監(jiān)測(cè)曲線見圖7。掘進(jìn)期間，兩測(cè)站兩幫移近量平均為151mm，其中上幫位移量為87mm，采空區(qū)側(cè)幫(該幫回采后不復(fù)存在，設(shè)置充填體)位移量為64mm，上幫位移較大；頂?shù)装逡平科骄鶠?9mm，其中頂板下沉12mm，底臌量為37mm，底臌為主要變形。距掘進(jìn)工作面020m 范圍內(nèi)圍巖位移增加明顯，3050m 后基本穩(wěn)定。整個(gè)巷道變形量較小，圍巖完整、穩(wěn)定，支護(hù)效果明顯好于以前采用的普通高強(qiáng)度錨桿支護(hù)。兩者支護(hù)方式的井下支護(hù)狀況對(duì)比如圖8所示。(2) 頂板離層圖9為測(cè)站2回風(fēng)巷頂板離層曲線。兩測(cè)站頂板離層值平均為(距工作面1130 m)：淺部離層6mm，深部離層4 mm，總離層10 mm。頂板離層值很小，強(qiáng)力錨桿與錨索支護(hù)有效控制了頂板離層。(3) 錨桿受力采用安設(shè)在錨桿尾部的錨桿測(cè)力計(jì)進(jìn)行了錨桿與錨索受力監(jiān)測(cè)，錨桿測(cè)力計(jì)編號(hào)見圖5。測(cè)站2頂部錨桿受力監(jiān)測(cè)曲線見圖10(a)。由圖10(a)可知，在測(cè)站距掘進(jìn)工作面030m范圍內(nèi)，受力變化較大。距掘進(jìn)工作面50m后，錨桿受力趨于穩(wěn)定。預(yù)緊力較高的“頂3”錨桿，在距掘進(jìn)工作面15m 后基本穩(wěn)定，而且受力變化幅度僅為12kN?？梢?，預(yù)緊力較高的錨桿受力穩(wěn)定速度快，受力變化??；靠近上幫的“頂6”錨桿，預(yù)緊力小，錨桿受力一直在增大，增長(zhǎng)幅度為41kN，到距掘進(jìn)工作面90m之后才趨于穩(wěn)定?？梢姡A(yù)緊力小的錨桿受力增長(zhǎng)幅度大，趨于穩(wěn)定的時(shí)間長(zhǎng)。測(cè)站2 煤幫錨桿受力監(jiān)測(cè)曲線見圖10(b)。錨桿受力一般在距掘進(jìn)工作面30 m 以后趨于穩(wěn)定。預(yù)緊力較高的下幫錨桿受力變化小，在1013 kN 之間，且很快達(dá)到穩(wěn)定；預(yù)緊力較小的上幫錨桿受力變化較大，在1632 kN 之間。特別是預(yù)緊力很小的“上幫1”錨桿，其受力增加值達(dá)到了49 kN，在距掘進(jìn)工作面90 m 以后才趨于穩(wěn)定。(4) 錨索受力測(cè)站2 錨索受力監(jiān)測(cè)曲線見圖11。錨索受力在距掘進(jìn)工作面30m以后達(dá)到穩(wěn)定，錨索受力基本不再變化。錨索由安裝至受力穩(wěn)定，其應(yīng)力變化很小，其中：錨索1 從安裝時(shí)的預(yù)緊力234.2kN 增加到241.8kN，荷載增幅僅為7.6 kN；錨索2 由244.8kN增加到249.4kN，增幅更小，為4.6kN?？梢?，錨桿與錨索的受力狀態(tài)及其變化與其安裝時(shí)施加的預(yù)緊力有很大關(guān)系。高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索不僅能有效控制圍巖離層，而且本身的受力變化不大。這就使支護(hù)體處于較好的受力狀態(tài)，避免了錨桿與錨索出現(xiàn)拉斷與剪斷等破壞現(xiàn)象。5.2.2留巷期間在5121B10 工作面回采留巷期間，共安設(shè)了5組表面位移測(cè)站，測(cè)站布置見圖12。測(cè)站1，2 位于采煤工作面前方，用于監(jiān)測(cè)受超前支承壓力影響的巷道及工作面后方附近留巷的變形；測(cè)站35位于采煤工作面后方，用于監(jiān)測(cè)工作面后方不同距離的留巷變形。測(cè)站1 位于工作面前方60m處，監(jiān)測(cè)工作面前方6013m 范圍內(nèi)巷道變形情況。隨著工作面推進(jìn)，巷道表面位移逐漸加大，特別是距工作面30m內(nèi)，位移速度增加很快。兩幫移近量為26mm，其中上幫為23mm；頂?shù)装逡平繛?2mm，頂板下沉量為11mm，底臌量為21mm。巷道變形仍以上幫變形與底臌為主。測(cè)站2 位于工作面前方10m 處，監(jiān)測(cè)工作面前方10m到工作面后方49m 范圍巷道變形。距工作面前方102m，兩幫移近量為29mm，上幫移近量為11mm。距工作面后方349m 期間，兩幫移近量為25 mm(采煤工作面后方一側(cè)煤幫已不存在，充填體上的測(cè)點(diǎn)重新設(shè)置，圖13(b)中的兩幫位移曲線又從0開始)，上幫位移量為16mm，下幫(充填體)位移9mm。在觀測(cè)期間，巷道頂?shù)滓平繛?40 mm，其中，頂板下沉量為51mm，底臌量為89 mm。測(cè)站3 設(shè)在工作面后方巷道40m處，監(jiān)測(cè)工作面后方4087m期間巷道表面位移。兩幫移近量為18mm，上幫移近量為19mm，下幫(充填體)向采空區(qū)移動(dòng)1mm；頂?shù)滓平繛? mm，頂板下沉量為12mm。測(cè)站4 設(shè)在工作面后方90m 處，監(jiān)測(cè)工作面后方90137m 期間巷道表面位移。兩幫移近量為5mm，上幫移近量為11mm，下幫(充填體)向采空區(qū)移動(dòng)6mm；頂?shù)滓平繛?mm，頂板下沉量為4mm。巷道圍巖變形已經(jīng)基本穩(wěn)定。然而，工作面采過200m后，圍巖變形又有增加的趨勢(shì)，而且主要是底臌。由于底板沒有支護(hù)，部分地段底臌明顯，進(jìn)而引起煤幫蠕變。因此，對(duì)于深部沿空留巷，基本頂?shù)姆€(wěn)定需要更長(zhǎng)時(shí)間。但是，在掘進(jìn)與留巷期間，巷道圍巖位移總體不大，圍巖與充填體穩(wěn)定。高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索支護(hù)及合理的巷旁充填支護(hù)，有效控制了圍巖強(qiáng)烈變形，保持了巷道穩(wěn)定。5.2.3 復(fù)用期間沿空留巷不僅為本工作面服務(wù)，而且還要復(fù)用，作為下一工作面的運(yùn)輸巷，要經(jīng)受二次采動(dòng)影響。沿空留巷復(fù)用時(shí)，部分地段底臌與煤幫變形較大，斷面不能滿足下一個(gè)工作面生產(chǎn)的需要，故進(jìn)行了擴(kuò)巷。擴(kuò)巷需注意以下問題：(1) 擴(kuò)巷的重點(diǎn)部位為底板與煤幫。對(duì)于頂板與充填體盡量不作處理。(2) 擴(kuò)巷斷面應(yīng)能滿足下一工作面的生產(chǎn)要求。同時(shí)必須考慮到留巷還要經(jīng)受下一個(gè)工作面的采動(dòng)影響，斷面應(yīng)有一定的變形預(yù)留量。(3) 擴(kuò)巷的支護(hù)方式。煤幫刷大后，原有錨桿支護(hù)失效，應(yīng)根據(jù)設(shè)計(jì)補(bǔ)打錨桿；底板起底到設(shè)計(jì)部位找平后不再進(jìn)行支護(hù)；對(duì)于破碎頂板地段，采用架設(shè)工字鋼支架與補(bǔ)打錨索2 種加固方法。由于測(cè)站遭到破壞，因此沒有對(duì)復(fù)用期間圍巖位移與支護(hù)體受力進(jìn)行監(jiān)測(cè)。但從宏觀上看，回采工作面超前支承壓力對(duì)復(fù)用巷道影響不明顯。圍巖變形規(guī)律與普通工作面類似。在工作面前方2030 m 范圍內(nèi)巷道圍巖變形開始明顯增大，到工作面附近達(dá)到最大值。整個(gè)留巷復(fù)用期間，圍巖變形基本控制在允許的范圍內(nèi)。本文提供的巷內(nèi)基本支護(hù)、加強(qiáng)支護(hù)及巷旁充填支護(hù)，從掘進(jìn)、留巷到復(fù)用的全過程，基本滿足了安全生產(chǎn)的要求，取得了較好的技術(shù)效果。6 深部沿空留巷的支護(hù)原則與建議 6.1 深部沿空留巷的支護(hù)原則(1) 沿空留巷支護(hù)由巷內(nèi)基本支護(hù)、巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)及巷旁支護(hù)組成。3 種支護(hù)在不同空間與時(shí)間內(nèi)控制圍巖變形與破壞。回采工作面采過、巷旁支護(hù)設(shè)置后，三者共同作用，保持留巷穩(wěn)定，并將圍巖變形控制在允許的范圍內(nèi)。因此，進(jìn)行沿空留巷支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)，必須全面、系統(tǒng)、綜合考慮3 種支護(hù)及其相互作用與匹配性，充分發(fā)揮每種支護(hù)的作用。(2) 高預(yù)應(yīng)力、高強(qiáng)度、高剛度并具有足夠沖擊韌性的錨桿與錨索支護(hù)是比較適合深部沿空留巷巷內(nèi)支護(hù)的方式。巷道一旦掘出，就立即安裝錨桿與錨索，并施加足夠大的預(yù)緊力，通過選擇合適的護(hù)表構(gòu)件，使預(yù)緊力能有效擴(kuò)散到圍巖中。這種支護(hù)方式能夠有效控制圍巖擴(kuò)容變形，抑制頂板離層與煤幫鼓出，保持圍巖的完整性。為隨后的加強(qiáng)支護(hù)作用發(fā)揮與留巷的成功創(chuàng)造條件。(3) 巷內(nèi)加強(qiáng)支護(hù)應(yīng)提供較高的主動(dòng)支撐力。一方面控制頂板下沉，抑制錨固區(qū)以上巖層的離層；另一方面，有助于沿采空區(qū)一側(cè)切斷頂板。深部沿空留巷加強(qiáng)支護(hù)最好能采用專門的強(qiáng)力液壓支架。(4) 適用于淺部留巷的巷旁支護(hù)方式不適合深部沿空留巷。充填式巷旁支護(hù)，特別是膏體充填材料性能優(yōu)越，適合深部沿空留巷。應(yīng)合理設(shè)計(jì)充填體幾何與力學(xué)參數(shù)，達(dá)到施工速度快、充填體強(qiáng)度增加迅速、最終強(qiáng)度較高且具有足夠變形性的目的。(5) 巷內(nèi)基本支護(hù)與加強(qiáng)支護(hù)的關(guān)系。巷內(nèi)錨桿與錨索支護(hù)若能有效控制頂板巖層擴(kuò)容與離層，保持頂板完整，則有利于加強(qiáng)支護(hù)主動(dòng)支撐作用的發(fā)揮。相反，若頂板巖層出現(xiàn)明顯破碎、離層及斷裂，則加強(qiáng)支護(hù)的阻力很難傳遞到離層與破裂以上的巖層中，其支護(hù)作用會(huì)受到嚴(yán)重影響。煤幫采用高預(yù)應(yīng)力、高強(qiáng)度錨桿支護(hù)，其垂直與水平位移得到有效控制，有利于減少頂板回轉(zhuǎn)與下沉，改善加強(qiáng)支架受力狀況?？拷煽諈^(qū)的頂板錨索與加強(qiáng)支護(hù)共同作用，有利于沿采空區(qū)切斷頂板。反過來(lái)，高阻力的加強(qiáng)支護(hù)能進(jìn)一步抑制錨固區(qū)圍巖變形與離層，減輕煤幫壓力，有利于頂板與煤幫的穩(wěn)定。(6) 巷內(nèi)支護(hù)與巷旁支護(hù)的關(guān)系。對(duì)于頂板，高預(yù)應(yīng)力、強(qiáng)力錨桿與錨索有效控制了頂板巖層擴(kuò)容與離層，減小了對(duì)巷旁支護(hù)產(chǎn)生的應(yīng)力，同時(shí)也有利于煤幫穩(wěn)定；對(duì)于煤幫，錨桿支護(hù)控制了煤幫下沉與鼓出，有可能使頂板在煤幫內(nèi)的斷裂線向巷內(nèi)移動(dòng)，減小斷裂線至煤幫表面的距離，從而減少頂板回轉(zhuǎn)與下沉，降低作用在巷旁支護(hù)上的力。反之，性能優(yōu)越的巷旁支護(hù)，與另一側(cè)穩(wěn)定的煤幫共同支撐錨固良好的頂板，才能保持留巷道長(zhǎng)期穩(wěn)定。(7) 加強(qiáng)支護(hù)與巷旁支護(hù)的關(guān)系。工作面采過后，加強(qiáng)支護(hù)主要是在巷旁充填體還沒有設(shè)置、強(qiáng)度還沒有達(dá)到要求及頂板與充填體還沒有完全接觸時(shí)，提供較高阻力，阻止頂板下沉。同時(shí)加強(qiáng)支護(hù)、頂板錨索及巷旁支護(hù)共同作用，有利于切頂。相反，快速施工、快速承載、支護(hù)阻力大的巷旁支護(hù)，可有效控制頂板回轉(zhuǎn)與下沉，改善加強(qiáng)支護(hù)受力狀況。6.2 存在的問題與改進(jìn)建議雖然本次深部沿空留巷試驗(yàn)取得較好效果，基本滿足安全生產(chǎn)的要求，但在很多地方還應(yīng)改進(jìn)。(1) 少部分錨桿由于施工的原因，預(yù)緊力比較小，沒有達(dá)到設(shè)計(jì)值，影響了錨桿支護(hù)效果的發(fā)揮，導(dǎo)致局部地段圍巖變形較大。應(yīng)采用大扭矩預(yù)緊設(shè)備，優(yōu)選減摩墊片，確保預(yù)緊力達(dá)到設(shè)計(jì)值。(2) 錨索布置與參數(shù)，特別是靠采空區(qū)側(cè)錨索的長(zhǎng)度、位置、角度及排距等參數(shù)的設(shè)計(jì)，沒有充分考慮其切頂作用。在以后的沿空留巷設(shè)計(jì)中，應(yīng)全面考慮錨索、加強(qiáng)支護(hù)與巷旁支護(hù)的切頂作用。(3) 巷旁充填體從施工、強(qiáng)度增加、達(dá)到最終強(qiáng)度，到與頂板全面接觸、提供較高支護(hù)阻力，需要較長(zhǎng)時(shí)間。一方面應(yīng)進(jìn)一步完善充填材料性能，另一方面應(yīng)進(jìn)一步優(yōu)化施工設(shè)備與工藝，提高充填速度，盡量充滿充填體空間，使充填體能盡早承載。(4) 深部沿空留巷與淺部不同，淺部留巷采用錨索、巷旁支護(hù)有可能將切頂控制在巷旁支護(hù)外側(cè)，而在煤幫側(cè)頂板不出現(xiàn)第二次斷裂，基本頂回轉(zhuǎn)下沉較小。對(duì)于深部留巷，阻止頂板第二次斷裂不太可能，基本頂回轉(zhuǎn)下沉大，長(zhǎng)期不能穩(wěn)定，煤幫與充填體受力很大。在本試驗(yàn)中表現(xiàn)為工作面采過200 m 后，圍巖仍以一定的速度蠕變。為了將留巷變形控制在生產(chǎn)要求的范圍內(nèi)，建議進(jìn)一步加強(qiáng)煤幫支護(hù)強(qiáng)度與剛度，必要時(shí)采用全長(zhǎng)預(yù)應(yīng)力錨固，加打煤幫錨索。當(dāng)圍巖破碎時(shí)，可采用注漿加固。(5) 局部地段留巷底臌嚴(yán)重，但由于施工比較困難，對(duì)底板沒有進(jìn)行支護(hù)。在以后的設(shè)計(jì)中，特別是對(duì)底臌強(qiáng)烈的巷道，應(yīng)綜合考慮頂板、煤幫支護(hù)及充填體的力學(xué)性能，提出有效的底臌控制方案。7 結(jié) 論 7. 1 合理確定開拓布局(1) 巷道位置盡可能避免回采引起的支承壓力的強(qiáng)烈作用,尤其是應(yīng)盡量避免相鄰采空區(qū)引起的支承壓力疊加影響,或盡量縮短支承壓力的影響時(shí)間,使巷道處于低壓區(qū),有效地減少巷道變形。如35m 小煤柱送巷,就是將巷道布置在采空區(qū)邊緣的低壓區(qū),送巷時(shí)機(jī)應(yīng)在回采空間上覆巖層和采動(dòng)引起的應(yīng)力分布趨于穩(wěn)定后。(2) 近距離煤層下位煤層巷道采用內(nèi)錯(cuò)式布置,即下位煤層巷道布置在上位煤層采空區(qū)下方,避開上位煤層遺留煤柱和邊切眼的應(yīng)力疊加影響。(3) 根據(jù)工程地質(zhì)條件和生產(chǎn)需要,統(tǒng)籌考慮巷道布置,在布置巷道時(shí)盡量使巷道方向與最大水平應(yīng)力方向平行或成最小角度。7. 2 優(yōu)化支護(hù)設(shè)計(jì)掘前對(duì)巷道圍巖變形量和變形特征進(jìn)行分析預(yù)測(cè),據(jù)此選擇支護(hù)形式、結(jié)構(gòu)和參數(shù)。錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)堅(jiān)持按初始設(shè)計(jì)實(shí)施設(shè)計(jì)礦壓觀測(cè)修改初始支護(hù)設(shè)計(jì)四個(gè)步驟進(jìn)行,不斷優(yōu)化完善支護(hù)設(shè)計(jì)。7. 3 優(yōu)化巷道斷面形狀減少應(yīng)力集中- 850m 水平深部巷道,根據(jù)實(shí)測(cè)結(jié)果,垂直應(yīng)力已達(dá)到30MPa 以上,表現(xiàn)為巷道頂壓較大。在這種情況下,巷道斷面形狀選擇弧形和拱形,對(duì)巷道承載和巷道穩(wěn)定是極為有力的。表2 是- 850m 水平1403W運(yùn)輸巷內(nèi)斜距形斷面和拱形斷面表面位移、頂板離層和宏觀礦壓顯現(xiàn)情況。上述礦壓觀測(cè)結(jié)果和應(yīng)力集中系數(shù)證明,對(duì)于深部回采巷道選擇拱形斷面有利于施工和巷道的穩(wěn)定。7. 4開拓巷道圍巖控制主要途徑(1) 跨巷開采。是根據(jù)采空區(qū)通常是低壓區(qū)的原理而采取的改善巷道受力狀況的措施。如- 580 總回風(fēng)巷采用了跨采錨注加固及頂部卸壓方式使其處于采空區(qū)中, 大大改善了其受力狀況。(2) 卸壓法。如果無(wú)法將巷道布置在低應(yīng)力區(qū)時(shí), 必要時(shí)可對(duì)巷道進(jìn)行局部卸壓, 使巷道處于低應(yīng)力區(qū), 主要方法有鉆孔卸壓法、切槽卸壓法、爆破卸壓法等。(3) 圍巖性質(zhì)是影響巷道穩(wěn)定性和圍巖變形的重要因素, 開采深度的增大和采動(dòng)對(duì)圍巖的性質(zhì)影響更大。實(shí)踐證明, 巷道圍巖性質(zhì)越好, 變形量越小, 圍巖就越穩(wěn)定, 軟巖巷道的圍巖變形就比普通圍巖的變形量大的多。(4) 優(yōu)化巷道斷面形狀, 采用弧形聯(lián)結(jié), 減少應(yīng)力集中。