姚橋煤礦1.2Mta新井設計含5張CAD圖-采礦工程.zip

姚橋煤礦1.2Mta新井設計含5張CAD圖-采礦工程.zip,煤礦,1.2,Mta,設計,CAD,采礦工程 沿空掘巷小煤柱穩(wěn)定機理分析摘要本文主要介紹沿空掘巷小煤柱留設穩(wěn)定性機理分析，對于小煤柱的整體穩(wěn)定性進行研究。將小煤柱作為沿空掘巷圍巖結構的一個重要組成部分，研究小煤柱的變形破壞特點及其保持其穩(wěn)定性的控制機理。關鍵詞 沿空掘巷 小煤柱 圍巖應力 穩(wěn)定性1概述沿空掘巷是指沿著采空區(qū)邊緣開掘巷道，上下區(qū)段間不留煤柱或只留35m寬的擋矸、阻水或阻隔采空區(qū)有害氣體的隔離煤柱。理論和實踐證明，沿空掘巷有利于巷道維護，減少區(qū)段煤柱損失。當瓦斯涌出量不大、煤層埋藏穩(wěn)定的條件下，我國煤礦，特別是進入深部開采的礦井，其回風平巷一般采用單巷布置與掘進、沿空掘巷方式。沿空掘巷在我國廣泛應用，多用于開采近水平、緩斜、中斜厚度較大的中厚煤層和厚煤層。我國煤礦地下巷道總長約3萬km，其中受采動影響的煤巷約占80%，長期以來，對受采動影響的煤巷一般采用煤柱護巷，隨著礦井深度增加，原巖應力升高，護巷煤柱寬度越來越大。這樣，不僅煤炭采出率低下、巷道維護困難，并且較寬的區(qū)段煤柱在工作面回采后形成應力集中區(qū)，使布置在煤柱下方的底板巷道維護困難，同時，不利于防治煤炭自燃發(fā)火以及煤與瓦斯突出等災害。從50年代開始，國內(nèi)外開展了包括沿空留巷與沿空掘巷兩種方法的無煤柱護巷技術的試驗研究，對于煤柱護巷的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖控制進行了系統(tǒng)的研究，取得了大量的成果，推動了無煤柱護巷技術的發(fā)展。2研究意義沿空掘巷小煤柱的留設關系到開掘巷道及其周圍圍巖結構的整體穩(wěn)定性，對于小煤柱穩(wěn)定性機理的分析能夠從原理上為沿空掘巷提供理論指導，煤柱留設穩(wěn)定性機理不僅對提高煤炭采出率具有重要意義，而提高煤炭開采的采出率是關系到礦井的開采壽命和技術發(fā)展方向的重大問題，小煤柱穩(wěn)定性也是關系到采區(qū)巷道能否穩(wěn)定這一重要問題。通過對沿空掘巷小煤柱穩(wěn)定性機理的分析，對小煤柱及實體煤幫的穩(wěn)定性原理、巷道圍巖應力場、圍巖變形破壞特點、錨固結構與圍巖活動關系等進行系統(tǒng)的研究，初步形成了綜放沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性原理與控制技術，促進無煤柱技術開采的進一步發(fā)展，充實和發(fā)展回采巷道支護理論，實現(xiàn)高度集約化生產(chǎn)的高產(chǎn)高效礦井建設無疑都具有重要的理論意義和實用價值。3沿空掘巷小煤柱留設發(fā)展現(xiàn)狀窄煤柱沿空掘巷的實質(zhì)是沿上工作面采空區(qū)邊緣留窄煤柱（16m）掘進巷道。在國內(nèi)，窄煤柱沿空掘巷在簡單地質(zhì)條件下礦區(qū)已得到較廣泛的應用，其圍巖控制的中心思想基于“巷道布置在采空區(qū)側的低應力區(qū)，同時窄煤柱有一定的自承能力”。沿空掘巷是在第一個工作面采空區(qū)巖層活動基本終止，回采引起的應力重新分布趨于穩(wěn)定后掘巷，巷道位于應力降低區(qū)，采用寬度較小的煤柱和合理的支護技術可以保證巷道在掘進及掘后圍巖變形較小，巷道只經(jīng)歷一次采動影響。綜放沿空掘巷及薄及中厚煤層沿空掘巷有較大的差別。綜放工作面煤層為后煤層、采高大，受采空區(qū)側向壓力作用，下區(qū)段煤體邊緣形成破碎區(qū)和塑性區(qū)的寬度大于薄及中厚煤層，因此，綜放沿空掘巷一般處于塑性區(qū)和破碎區(qū)煤體中；巷道上方弧三角塊在超前支撐壓力作用下回轉下沉量比薄及中厚沿空掘巷大；綜放沿空掘巷頂板為煤體，而薄及中厚煤層沿空掘巷頂板為巖層；所以綜放沿空掘巷巷道圍巖力學性質(zhì)比薄及中厚煤層沿空掘巷更差，維護更為困難。近年來，綜放沿空掘巷作為綜采放頂煤的配套技術越來越受到人們重視，是我國煤炭開采技術進步的重要標志。但綜放沿空掘巷的穩(wěn)定原理及控制技術還很不成熟，一些普遍的具有廣泛適用性的規(guī)律有待于進一步探索，其中小煤柱留設穩(wěn)定性的控制技術及錨桿支護巷道錨固體與外部圍巖的相互作用關系均有待于進一步研究。目前國內(nèi)在沿空掘巷方面已做了大量的工作，但在陽泉、靈武等多個礦區(qū)目前仍采用大煤柱護巷方式（約在20m左右）1，其目的一是為了巷道本身的圍巖穩(wěn)定；二是為了防止窄煤柱變形或破壞后會與相鄰采空區(qū)溝通，形成更大的安全隱患。國外，如澳、英等國不搞沿空掘巷，他們認為煤巷布置在裂縫中圍巖是非常不穩(wěn)定的。而認為區(qū)段平巷的護巷煤柱尺寸應該是巷道埋藏深度的1/10，至少應當在15m以上。美、德等國區(qū)段煤層平巷均布置在實體煤中。俄羅斯、烏克蘭的沿空掘巷只采用金屬支架支護2。4沿空掘巷的最佳位置通常, 在研究支承壓力分布及其顯現(xiàn)隨上覆巖層運動而變化的規(guī)律的基礎上, 通過實測確定具體采場的支承壓力分布特征, 特別是低應力區(qū)的范圍和穩(wěn)定時間, 然后確定巷道開掘的合理位置, 使其避開高應力區(qū)和高應力作用期, 最大限度地減輕支承壓力集中區(qū)的影響。在存在內(nèi)應力場的條件下, 可能的掘巷位置有3種(見圖2)。圖2 巷道掘進位置1- 小煤柱沿空掘巷 2 -外應力場中的煤柱護巷3 -原始應力區(qū)的大煤柱掘巷由煤體上方支承壓力分布規(guī)律可以看出, 在位置2掘進巷道, 正處于支承壓力高峰區(qū),巷道不易維護; 在位置3掘進巷道, 雖然巷道比較容易維護, 但煤柱損失比較大, 故這兩種位置都不可取。因此沿空掘巷的最佳位置為位置1所示的小煤柱掘巷, 最佳煤柱尺寸應是滿足煤柱不發(fā)生裂隙向采空區(qū)漏風、不誘發(fā)自燃的最小煤柱尺寸。5沿空掘巷小煤柱留設圍巖穩(wěn)定的基本原理5.1沿空掘巷的圍巖力學環(huán)境沿空掘巷的圍巖力學環(huán)境與其它類型的回采巷道相比，一般具有以下三個顯著的特點：巷道處于應力降低區(qū)；掘巷期內(nèi)圍巖應力集中程度?。换夭善陂g應力集中程度很大。5.1.1巷道開挖前礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析根據(jù)沿煤層傾斜方向的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律可知，受工作面回采的影響，煤體內(nèi)存在三個不同的應力分布區(qū)：靠近采空區(qū)的卸載區(qū)、支承壓力顯現(xiàn)區(qū)及煤體深部的原巖應力區(qū)。在沿傾斜方向上的支承壓力形成初期，卸載區(qū)的范圍一般為36m。但隨著時間的增長應力分布會逐漸地趨向緩和與均化，支承壓力的峰值逐漸降低，影響范圍也逐漸加長，并最終形成長期穩(wěn)定的殘余支承壓力（如圖1）。此時卸載區(qū)的影響范圍接近10m。留小煤柱沿空掘巷的目的就是要將巷道布置在卸載區(qū)內(nèi)，以利于巷道的支護。因此，在進行巷道桿支護設計前，要對卸載區(qū)內(nèi)的圍巖狀況進行分析，以確定合理的支護類型。（1初期礦壓規(guī)律曲線；2穩(wěn)定后的礦壓規(guī)律曲線；I卸載區(qū)；-支承壓力顯現(xiàn)區(qū)；原巖應力區(qū)）圖1 采空區(qū)側煤層傾斜方向礦壓顯現(xiàn)規(guī)律5.1.2卸載區(qū)內(nèi)的煤巖狀況分析由于該處煤體直接與回采工作面相鄰，工作面在回采期間，煤體邊緣受高應力的作用出現(xiàn)不同程度的變形、破碎，致使該區(qū)域內(nèi)的煤體承載能力降低，形成壓力卸載區(qū)；同時，回采工作面頂板的冒落將造成卸載區(qū)內(nèi)的頂板出現(xiàn)離層、斷裂，離層、斷裂后的巖體承載能力大大降低。其上方巖體所產(chǎn)生的壓力將向煤體深部轉移，形成支承壓力顯現(xiàn)區(qū)（如圖2）。（I卸載區(qū)；-支承壓力顯現(xiàn)區(qū)；H 頂板斷裂厚度）圖2 卸載區(qū)內(nèi)煤巖狀況模型5.2掘巷期間煤柱內(nèi)位移場分布特征掘巷區(qū)間煤柱內(nèi)水平位移分布曲線見圖3，煤柱表面向巷道內(nèi)的位移與其寬度關系見圖4。由圖3、圖4可見,掘巷期間沿空掘巷煤柱位移(1)煤柱內(nèi)巷道內(nèi)的位移隨煤柱寬度增大而增大,達到一定寬度后再由大變小,然后趨于穩(wěn)定。(2)煤柱表面向巷道內(nèi)的位移特征,當煤柱留3m時,煤柱整體向采空區(qū)移動,45m煤柱向巷道圖3掘巷期間煤柱內(nèi)水平位移分布曲線圖4掘巷期間煤柱表面位移特征內(nèi)位移量不大,69m煤柱向巷道內(nèi)位移量急劇增大,1015m煤柱向巷道內(nèi)的位移量變化不明顯,但顯著大于45m煤柱向巷道內(nèi)的位移量。(3)當煤柱留3m時,煤柱中部位移急劇變化,沒有穩(wěn)定部分,45m煤柱時,中部位移穩(wěn)定并較小,當煤柱大于5m后,雖然中部也存在穩(wěn)定部分,但向巷道內(nèi)的位移量明顯大于45m煤柱時的位移量。5.3回采期間煤柱應力分布回采期間采動影響通過在模型實體煤側的上部邊界施加采動支承壓力來實現(xiàn),回采階段工作面沿空掘巷窄煤柱應力分布有如下特征: (1)煤柱寬度對應力分布影響較大。煤柱由4m增大到15m時步降低。又從數(shù)值計算結果可以看出,3m煤柱的垂直應力峰值為18.47MPa,大于4m煤柱時的垂直應力峰值,45m煤柱內(nèi)垂直應力峰值最小,對煤柱的穩(wěn)定最有利。煤柱達到10m后,垂直應力峰值增加不明顯,垂直應力峰值在煤柱內(nèi)的位置也相差不大。(2)煤柱寬度對煤柱淺部應力的影響。煤柱3m時,淺部應力較大,煤柱46m時,淺部應力較小。煤柱超過6m后,隨著煤柱寬度的增大,淺部應力又相應的增大。,煤柱內(nèi)垂直應力峰值逐步增大,4m時垂直應力峰值僅為16.71MPa,15m時則達到了31.1MPa,煤柱內(nèi)垂直應力峰值的增大不利于煤柱的穩(wěn)定,由此可知,煤柱超過4m后,隨著煤柱寬度的增加,煤柱的穩(wěn)定性逐5.4回采期間煤柱內(nèi)位移場分布特征回采期間煤柱表面向巷道內(nèi)的位移與其寬度的關系見圖5,煤柱寬度對巷道變形的影響見圖6。圖5回采期間煤柱表面位移特征圖6煤柱寬度對巷道變形的影響由圖5、圖6可見,煤柱寬度對圍巖變形的影響為: (1)頂板下沉。巷道頂板下沉量隨煤柱寬度增大而減小,煤柱34m時,頂板下沉量較大,煤柱46m時,頂板下沉量變化不大,大于8m時頂板下沉量變化不明顯,但小于煤柱46m時的頂板下沉量。(2)底臌。煤柱36m時底鼓量增加不明顯,大于6m時增大,當煤柱增加到8m時,底鼓量達到最大,隨后底鼓量隨著煤柱寬度的增加逐漸減小,10m以后逐漸趨于穩(wěn)定。(3)兩幫移近量。窄煤柱幫水平位移隨煤柱寬度增大而增大,煤柱35m時位移量較小,煤柱8m時位移量最大,然后逐漸減小。實體煤幫位移隨煤柱寬度增大而減小,煤柱5m時最小,隨后隨煤柱增大位移量增大,但變化不太明顯。 5.5沿空掘巷上覆巖體大結構穩(wěn)定性分析基于老頂巖層的上覆巖體大結構的穩(wěn)定性是一個與上區(qū)段工作面回采、掘巷、及本區(qū)段工作面回采時載荷從穩(wěn)定不穩(wěn)定穩(wěn)定不穩(wěn)定的動態(tài)響應過程。研究和實踐表明，沿空掘巷上覆巖體在巷道掘進及本工作面回采前是可以保持穩(wěn)定的，但在受本工作面采動影響時，其穩(wěn)定性將受到嚴重影響。沿空掘巷在受到本區(qū)段工作面的回采影響時，巷道與上覆巖體大結構的平面關系如圖1所示。其過程可歸結為：本區(qū)段工作面回采時，采空區(qū)老頂巖層產(chǎn)生新的破斷，由于沿空掘巷位于回采工作面前方，這種破斷不會在沿空掘巷上方產(chǎn)生，只是在回采工作面采空區(qū)內(nèi)，長邊破斷線直接與原有關鍵塊體溝通，也即新產(chǎn)生的巖塊A與原有三角形板B相連通，如圖1（a）所示。 （a） （b）W沿空掘巷上覆巖體大結構的下沉量；M關鍵塊體B的回轉力矩；m本工作面老頂巖層向采場回轉的力矩圖1 回采時沿空掘巷與上覆巖體大結構的平面和剖面關系圖老頂巖層破斷后，塊體A將分別在回轉力矩m和M的作用下向本工作面和側向三角板B方向回轉下沉，進而破壞了工作面前方沿空掘巷大結構原有的平衡狀態(tài)，大結構中的鉸接巖體A和關鍵塊B處于運動和不穩(wěn)定狀態(tài)，從而引發(fā)B塊的一定下沉和在工作面前方形成較高的支承壓力。上覆巖體大結構在較高支承壓力的作用下，巖塊A和巖塊B將有一定的回轉下沉，如圖1（b）中的W所示。大結構的這種運動和不穩(wěn)定狀態(tài)將造成沿空掘巷圍巖應力的再次重新分布和集中，其影響程度遠大于掘巷時圍巖應力的重新分布和集中。需說明的是：掘巷和回采時圍巖應力的來源不同，巷道圍巖應力在掘巷期間是由于掘進引起的圍巖小范圍內(nèi)的應力集中；而在回采時，圍巖應力的集中則來源于上覆巖體大結構這個外部力學環(huán)境的變化。沿空掘巷在回采時圍巖應力的強烈集中，加上巷道圍巖性質(zhì)的軟弱性質(zhì)，使沿空掘巷圍巖產(chǎn)生大變形；同時，由于大結構造成的巷道圍巖應力重新分布的不均勻性，使得巷道頂板、底板、實體煤幫及煤柱在變形方式和變形量上存在較大的差異。上覆巖體大結構從受工作面回采影響起，直到臨近工作面端頭的過程中，上覆巖體大結構上的載荷雖然是在不斷增加，但由于各巖塊間的支承條件并沒有改變，故仍會保持隨機的平衡狀態(tài)，不同的是塊體間的受力情況發(fā)生了一定的變化。因此，在工作面推過之前，大結構的穩(wěn)定性不會受到根本的改變，因而只要巷道支護合理，巷道錨桿支護與圍巖形成的小結構保持穩(wěn)定，巷道就不會受到破壞，大結構的穩(wěn)定平衡狀態(tài)只有在工作面推過后才會被打破，進而發(fā)生失穩(wěn)，造成巷道的徹底破壞。綜上分析可以得出這樣的結論：沿空掘巷在本工作面回采時，巷道上覆巖體大結構不會發(fā)生失穩(wěn)垮落，但其一定程度的下沉變形是不可抗的，此時保持巷道圍巖的穩(wěn)定性除了適應上覆巖層的下沉外，還應加強錨桿支護和其他支護措施，使巷道圍巖錨固結構保持穩(wěn)定，進而保證沿空掘巷在生產(chǎn)期間的正常使用。5.6沿空掘巷圍巖錨固小結構穩(wěn)定性分析錨桿支護巷道的穩(wěn)定是通過在巷道圍巖中系統(tǒng)布置錨桿，使錨桿群、錨桿的輔助構件及其錨固范圍內(nèi)的圍巖形成一個整體承載結構，通過該結構良好的承載性能和對其外部圍巖變形的適應性，充分發(fā)揮較深部圍巖的自承能力，從而保證巷道的穩(wěn)定性。相對于沿空掘巷上覆巖體的大結構而言，我們把這個由巷道周圍錨桿組合支護與圍巖形成的統(tǒng)一承載結構稱為沿空掘巷圍巖小結構。圍巖小結構作為頂板、底板、實體煤幫和煤柱幫錨固區(qū)組成的一個有機整體，其變形和破壞是各組成部分相互作用、相互影響的綜合結果，由于巷道所處的應力環(huán)境呈現(xiàn)明顯的不均衡性，故其變形與破壞也將呈現(xiàn)非均勻的特點。通過現(xiàn)場實踐和理論分析研究，得出圍巖小結構變形破壞的類型主要有以下幾種：（1）窄煤柱誘導型破壞窄煤柱作為圍巖小結構一個很重要的組成部分，由于煤柱本身受上區(qū)段工作面回采影響很大，煤體的破壞程度較高，當它發(fā)生變形破壞時，將使巷道頂板的承載基礎作用降低，進而導致頂板向煤柱側采空區(qū)下沉破壞，產(chǎn)生向巷道內(nèi)移近和向下沉降，從而造成巷道圍巖小結構的變形破壞，稱之為窄煤柱誘導型破壞。（2）頂板誘導型破壞由于受巷道上覆巖體大結構的影響，頂板煤體在掘巷前變形同樣很嚴重。同時，受上覆巖體斷裂回轉的影響，在巷道頂板煤體中將形成一組裂隙。在掘巷前，頂板煤體呈壓縮狀態(tài)，當巷道掘進后，煤體所貯存的壓縮能量將釋放，此時如果不能及時提供有效的支護阻力，將造成頂板煤體在其自重及上覆巖體壓縮產(chǎn)生的變形壓力作用下發(fā)生明顯的下沉，甚至冒落，隨著頂板下沉量的加大，頂板上方的載荷將向窄煤柱和實體煤幫移動，結果可能會使窄煤柱載荷加大而破碎失穩(wěn)，同時實體煤幫及底板的穩(wěn)定狀態(tài)也會變化，使巷道圍巖小結構破壞，稱之為頂板誘導型破壞。（3）實體煤幫誘導型變形破壞實體煤幫的圍巖性質(zhì)相對于頂板及煤柱要好一些，但相對于巷道的其它部位來說，實體煤幫的應力集中程度是最大的，尤其是在巷道受采動影響時，垂直應力的集中系數(shù)可達4左右。實踐中，實體煤幫常常因過大的垂直應力而向巷道內(nèi)強烈位移和顯著下沉，其過大的移近量將使頂板向實體煤側發(fā)生傾斜而垮落，同時也會誘導靠近實體煤幫的底板嚴重鼓起，這種小結構的變形破壞機理稱為實體煤幫誘導型破壞。（4）底板誘導型破壞沿空掘巷的底板一般為強度較低的軟弱巖體，巷道掘巷期間，巷道的圍巖應力相對處于一較低的環(huán)境中，此時，底板一定深度雖有程度較大的水平應力集中作用，但底板一般均能保持穩(wěn)定。在受采動影響時，上覆巖體將引起巷道圍巖應力的上升，增大的垂直應力作用在實體煤幫，并有效地傳遞到底板巖層中，使原來的水平應力發(fā)揮作用，從而導致巷道發(fā)生底鼓。由于底板中垂直應力集中的不均衡性，軟弱的底板巖層鼓起也是不對稱的。在興隆莊礦底板條件下，靠近實體煤幫的鼓起量明顯較大。從巷道支護的整體穩(wěn)定性來考慮，沿空掘巷的圍巖小結構無論是在圍巖本身特性，還是在加固后的力學特性上，均具有明顯的非均衡現(xiàn)象。因此，保持小結構本身的穩(wěn)定是沿空掘巷穩(wěn)定的根本。6沿空掘巷窄煤柱受力變形與應力分析窄煤柱是綜放沿空掘巷圍巖結構的一個重要組成部分,其穩(wěn)定特性直接影響巷道整體的穩(wěn)定性。關于綜放沿空掘巷圍巖的變形及承載能力分析,以往文獻大多集中于巷道兩幫及頂煤的彈性變形研究,關于巷道支護與圍巖變形量的關系仍停留在經(jīng)驗性的定性分析上。由于窄煤柱兩側均存在破碎區(qū),且受第2 個工作面采動影響,煤柱兩側的破碎區(qū)向煤柱中央發(fā)展,窄煤柱產(chǎn)生很大的塑性變形。由煤體單軸壓縮試驗所得的應力應變曲線(如圖1 中的OABCD) 來看,煤體峰前變形為彈性變形,而峰后變形主要為塑性變形。為此,本文在分析窄煤柱力學環(huán)境的基礎上,將窄煤柱視為彈塑性變形體,運用全量理論變分原理求解窄煤柱混合邊界條件問題,初步探討了煤柱內(nèi)的位移和應力分布,為綜放沿空掘巷窄煤柱的穩(wěn)定性分析及巷道支護提供了理論依據(jù)。6.1小煤柱力學模型的建立因老頂及直接頂?shù)膭偠冗h大于煤體,因此窄煤柱上邊界為施加給定變形的邊界,左邊界和右邊界分別受到來自巷道錨桿支護阻力p1 、p2 的作用,因煤柱右側(采空區(qū)側) 破碎程度大于左側及兩側支護強度的差別,一般右側支護阻力p2 小于左側支護阻力p1 。煤柱左右兩側橫向力的差異, 由煤柱上下邊界與圍巖的摩擦力(圖中未畫出) 來平衡。煤柱下邊界受到底板的支撐作用,垂直方向位移相對較小,可認為下邊界給定垂直位移為零, 據(jù)此建立窄煤柱的力學模型,見圖2。6.2小煤柱力學模型的求解方法-變分法本問題為平面應變問題,設應變張量矩陣ij 及應力張量矩陣ij 分別 為： 根據(jù)塑性力學全量理論的本構關系其中eij 及sij 分別為應變偏張量和應力偏張量,為泊松比,0 及0 分別為平均應力和平均應變。 為等效應變?？傻玫饺坷碚撟兎衷淼姆汉磉_式4 為:ui 為位移分量, pi 為已知面力的邊界s上的面力分量, Fbi 為煤柱體積V 內(nèi)的體力分量。本問題為平面應變問題,取位移分量為:其中, u0 、v0 為滿足邊界的設定函數(shù); um 、vm 為在邊界上等于零的函數(shù); Am 、Bm 為待定常數(shù)。由變分= 0 ,及變分Am 、Bm 的任意性,可得到為便于分析計算,可把泛函分成三部分=1 + 2 - 3 ,分別記由上述聯(lián)立方程可求得Am 、Bm , 得到位移表達式,進而求得應力及應變的分布規(guī)律。6.3問題求解根據(jù)窄煤柱的力學模型,有體力分量: X = 0 , Y = - g面力邊界條件: x = 0 , p = p1 ; x = a , p = - p2位移邊界條件: y = 0 , v = 0;另外由現(xiàn)場實測、數(shù)值模擬及位移的連續(xù)性條件初步設x = a/4, u = 0取位移表達式為:式中a 、b、如圖2 所示, A1 、A2 、A3 、B1 、B2 為待定常數(shù)。由此可求出x 、y 、xy及0 的含待定常數(shù)的表達式,且0=(x+y)/3。根據(jù)塑性理論,.與. 的關系可由圖1 中的- 曲線近似確定。峰后曲線可簡單地分為三段:即峰后前半段AB 段、峰后后半段BC 段及近似于水平直線的CD ,分別在每一段內(nèi)取8 個點,各段的可按下式計算:相應地, 窄煤柱沿寬度a 方向可按經(jīng)驗近似分為六段(如圖4) : a1 、a6 段分別為最左側、最右側破碎區(qū), a3 、a4 分別為非破碎塑性區(qū), a2 、a5 段分別為過渡區(qū)。如某煤礦綜放沿空掘巷時所留窄煤柱寬度a= 5 m,高度b = 2. 5 m,轉角= 9,容重=g =0. 013 MN/ m3 ,剛度E = 150 MPa , 泊松比= 1/ 3 ,a1 = 0. 4 m, a2 = 0. 2 m, a3 = 0. 65 m, a4 = 1. 95 m, a5 = 0. 6 m, , a6 = 1. 2 m, p1 = 0. 3 MPa , , p2 = 0. 1MPa ,計算得到:煤柱左側水平位移向左,右側水平位移向右,圖5 即為煤柱中部( y =b2) 處隨寬度x變化的水平位移u ( x ,b2) 和垂直位移v ( x ,b2) 圖,圖6 為煤柱上邊界隨x 變化的水平應力x ( x , b)和垂直應力y ( x , b) 圖。表1 反映了當支護阻力p1 、p2 變化時,在y =b2 處煤柱左側水平位移u左、右側水平位移u右、水平方向最大應力xmax、最小應力xmin及垂直方向最大壓應力ymax的變化趨勢?？梢? 減少支護阻力,煤柱兩側的相對位移及水平拉應力增加, 同時水平方向及垂直方向最大壓應力數(shù)值減少。根據(jù)綜放沿空掘巷的力學環(huán)境,建立窄煤柱的彈塑性力學模型,運用全量理論變分法分析窄煤柱內(nèi)的應力及位移分布規(guī)律,所得結論與實際情況基本吻合;探討了煤柱兩側相對位移、水平應力及垂直應力等隨錨桿支護阻力改變的變化規(guī)律,在理論上為沿空掘巷窄煤柱支護參數(shù)的確定提供了依據(jù)。7小煤柱合理寬度設計7.1窄煤柱設計原則錨桿的安設基礎；相對有利的應力環(huán)境；保證錨桿具有良好錨固性能；巷道圍巖變形的原則；煤損小。7.2煤柱寬度確定方法比較 (1) 采用經(jīng)驗法確定煤柱寬度時，由于影響煤柱力學行為的因素很多，僅以經(jīng)驗來確定煤柱寬度缺乏科學性和針對性； (2) 采用理論計算來確定煤柱寬度時，由于研究對象比較復雜，為了求解，建立的計算模型通常都被大大簡化，很多因素(可能是重要的因素)被忽略，加之計算中很多重要參數(shù)無論是通過實驗或是查表獲取，其可靠性都無法保證。并且以實驗方式獲取計算參數(shù)有時是很昂貴的，所以理論計算結果在目前很少直接用于生產(chǎn)。 (3) 數(shù)值模擬軟件在模擬不同地質(zhì)條件、不同煤柱寬度甚至不同支護強度下煤柱的受力、變形等方面，具有一定的優(yōu)越性7。但計算機模擬也對部分復雜條件進行了簡化，同時存在參數(shù)取值的可靠性問題。 (4) 現(xiàn)場實測是了解煤柱、支護結構受力、巷道變形狀況最直接、可靠的方法8。通過現(xiàn)場測量，可以比較全面地掌握煤柱應力分布特點、回采對支護結構、煤柱的影響程度和范圍，為合理煤柱寬度的確定提供可靠的實測數(shù)據(jù)，但現(xiàn)場實測難以實現(xiàn)不同煤柱寬度下煤柱受力、巷道變形等情況的監(jiān)測(異型煤柱除外)。 煤礦井下地質(zhì)條件千差萬別，應根據(jù)煤層條件及諸多生產(chǎn)因素，采用現(xiàn)場煤體應力、巷道圍巖變形測試和數(shù)值模擬結合的方法，確定合理煤柱寬度。7.3窄煤柱寬度計算合理窄煤柱寬度的確定可以從理論計算、數(shù)值分析、工程實踐三個方面綜合考慮。下面以中等穩(wěn)定圍巖條件舉例說明。（1）理論計算法如果煤柱過窄，則開巷后煤柱易于迅速變形破裂而使錨桿安設在破碎圍巖中，使錨固力減弱、錨桿的支護作用降低。通過極限平衡理論研究認為，合理的最小煤柱寬度B為： （1）式中：x1因上區(qū)段工作面開采而在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的破碎區(qū)，其寬度按式（2）計算3。 （2）式中：x2巷道窄煤柱一幫錨桿有效長度，再增加15%的富裕系數(shù)，m；x3考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定性系數(shù)，按0.2(x1+x2)計算；m上下區(qū)段平巷高度，m；A側壓系數(shù)，A=/(1-)；泊松比；0煤體的內(nèi)摩擦角，；C0煤體的粘聚力，MPa；k應力集中系數(shù)，3左右。巖層平均容重，kN/m3；H巷道埋藏深度，m；Px對煤幫的支護阻力，如上區(qū)段采空區(qū)側支護已拆除，可取Px0。對于中等穩(wěn)定圍巖的沿空掘巷，最小煤柱寬度B值一般為3.55.0m。（2）數(shù)值模擬分析法數(shù)值模擬的優(yōu)勢在于能考慮眾多的影響因素，并通過對比分析而得到一個較優(yōu)的結果6-8。利用FLAC2D3.3對中等穩(wěn)定條件下不同窄煤柱（16m）寬度時，巷道圍巖變形量進行了分析，計算中分別取窄煤柱寬度為2.5m、3m、3.5m、4m、4.5m、5m、5.5m及6m八個方案，對巷道在掘進及其本工作面回采期間的實體煤幫、窄煤柱幫、頂板下沉和底鼓量進行了研究，得到以下結果：（a） 不同煤柱寬度在掘巷期間的位移量（b）不同煤柱寬度在采動影響時的位移量圖2不同煤柱寬度在掘巷期間和在采動影響的位移量圖其中圖2（a）、（b）分別為沿空掘巷在巷道掘進期間和受本工作面采動影響時，窄煤柱寬度不同時實體煤幫、窄煤柱幫、頂板及底鼓的變化趨勢。由圖2（a）可見，沿空掘巷在巷道掘進期間，當窄煤柱的寬度不同時，巷道的圍巖變形具有以下一些特點：窄煤柱寬度不同時，巷道兩幫的圍巖移近量均大于頂板的相對下沉量，說明在此期間，巷道的變形以兩幫移近為主。在巷道的兩幫移近量中，實體煤幫的移近量和窄煤柱幫的移近量雖稍有變化，但其量值相差不大。實體煤幫的變化趨勢是隨著窄煤柱寬度的增加，移近量稍有下降，但當煤柱寬度大于4.5m時，移近量又開始有一定的回升；窄煤柱幫的變形則隨著煤柱寬度的增加變形量呈上升的趨勢，但在一定煤柱寬度時，其變化趨勢與實體煤幫逐漸趨于一致。在窄煤柱范圍內(nèi)，巷道的頂?shù)装逡平恳皂敯逑鲁翞橹?，底鼓則相對要小一些。底板鼓起量隨著煤柱寬度的增加而開始增加，在窄煤柱范圍內(nèi)，其增加幅度較小；頂板的下沉量在巷道掘進期間是頂?shù)滓平恐械闹黧w，但隨著窄煤柱寬度的增加，頂板的下沉量逐漸呈下降的趨勢。由圖2（b）可見，巷道受本工作面回采影響，窄煤柱寬度不同時，巷道圍巖的變形具有以下一些特點：巷道在受采動影響時，巷道兩幫的移近量也大于頂?shù)装宓南鄬ο鲁亮?，說明在本工作面回采時，巷道圍巖的變形與掘巷期間類似，也是以兩幫的變形為主。在窄煤柱條件下，巷道頂?shù)装宓囊平颗c煤柱的寬度有較大的關系，當煤柱寬度較小時，巷道的頂板下沉量要大于底板的鼓起量；隨著煤柱寬度的增加，底板的鼓起量增加，而頂板的下沉量降低，底鼓量大于頂板下沉量；當窄煤柱寬度達到6m左右時，兩者的變形量逐漸趨于一致。在巷道兩幫移近量中，實體煤幫的變形趨勢與頂板下沉的趨勢很相似，但其量值要大得多；窄煤柱的變形趨勢則與底鼓的變形趨勢一致，但也是在量值上要大一些。同時還應注意到，窄煤柱寬度在一定范圍內(nèi)時，煤柱的變形要比實體煤幫的變形量大，最終隨著煤柱寬度的增大，兩幫的移近量均有不同程度的上升。通過上面的分析可以得出這樣的結論：在窄煤柱條件下，沿空掘巷在巷道掘進期間，由于圍巖的變形量普遍較小，窄煤柱寬度對巷道圍巖變形量的影響不是很明顯；但巷道在受本工作面的采動影響時，巷道圍巖的變形量均較大，在此情況下，合理的窄煤柱寬度與巷道的穩(wěn)定性有很大的關系。在中等穩(wěn)定的圍巖條件下，窄煤柱寬度在3.0m或5m左右較為合適。數(shù)值計算模型數(shù)值計算結果分析能夠得出如下結論:(1) 隨著煤柱寬度增大, 最大水平應力值先減小后增大, 然后趨于穩(wěn)定。(2) 隨著煤柱寬度增大, 掘巷實體煤一側的垂直應力集中值逐漸減小, 然后趨于穩(wěn)定, 而煤柱內(nèi)的垂直應力集中值逐漸增大, 然后趨于穩(wěn)定。(3) 隨著煤柱寬度增大, 煤柱表面位移量先減小,后顯著增大。(4) 隨著煤柱寬度增大, 巷道頂板下沉量由大變小, 再增大, 然后趨于穩(wěn)定, 4 m 寬煤柱條件下的巷道頂板下沉量最小。(5)當煤柱寬度 3 m 時, 應力集中主要發(fā)生在掘巷的實體煤一側, 說明煤柱已經(jīng)有裂紋發(fā)育, 甚至貫通破壞, 不能承受上覆巖層的壓力; 當煤柱寬度在4 6m之間時, 煤柱表面應力釋放, 在煤柱中間發(fā)生應力集中, 但小于掘巷實體煤一側的應力集中值, 說明煤柱表面有裂紋發(fā)育, 但還未貫通破壞, 其承載能力和完整性顯然要優(yōu)于前者; 當煤柱寬度大于6m時, 礦柱內(nèi)部出現(xiàn)應力集中區(qū), 且應力集中值和掘巷實體煤一側基本相等, 說明此時掘巷正接近煤體的高應力區(qū), 這對將來的巷道維護是很不利的。（3）工程實踐分析法沿空掘巷的窄煤柱設計具有很強的工程特征，故合理的窄煤柱寬度還應考慮工程中的一些要求：錨桿的安設基礎。窄煤柱采用錨桿支護時，煤柱的寬度至少應大于錨桿的長度?，F(xiàn)有條件下，錨桿一般長度多在2m左右，考慮到保留一定的寬度富裕系數(shù)，故要求窄煤柱的寬度應不小于2.5m。錨桿安設的可操作性。在留設窄煤柱條件下，錨桿支護中常會出現(xiàn)這樣的問題，當窄煤柱破壞較為嚴重時，錨桿鉆孔在鑿出后會出現(xiàn)塌孔現(xiàn)象，致使錨桿的安裝無法正常進行，故在實踐中應予以考慮。（4）窄煤柱的最終確定由以上研究可見，沿空掘巷采用錨桿支護時，窄煤柱的確定應充分考慮以下三個問題：其一，對沿空掘巷的窄煤柱來說，靠上區(qū)段工作面采空側煤體中存在一定范圍的破碎區(qū)，當在巷道側窄煤柱中安設錨桿時，其寬度最好應能使錨桿位于采空側所形成的破碎區(qū)之外，這樣錨桿作用在較為穩(wěn)定的煤體中，可以保證錨桿可靠的錨固能力。其二，沿空掘巷的窄煤柱尺寸決定了巷道與上區(qū)段工作面回采空間的距離，從而決定了巷道受側向支承壓力的影響程度；同時，窄煤柱的尺寸也將直接關系到窄煤柱自身的承載能力。其三，窄煤柱的寬度應能保證錨桿支護在操作上可行性。綜上研究后認為，在巷道圍巖中等穩(wěn)定條件下，窄煤柱較為合理的寬度在3m或5.0m左右較為合適。8沿空掘巷圍巖控制的關鍵技術8.1錨桿的預緊力根據(jù)現(xiàn)場實踐，考慮在相同的圍巖條件、錨桿布置方式和基本支護參數(shù)不變時，分別對錨桿施加不同的預緊力，研究了預緊力加大后，頂板變形下沉情況。結果如圖3所示。其中圖3（a）為不同預緊力與掘巷期間頂板下沉量的關系，圖3（b）為不同預緊力與回采期間頂板下沉量的關系。（a） 掘巷時 （b）受采動影響時圖3預緊力與頂板下沉量的關系由圖可見，在安裝錨桿時，對錨桿施加一定的預緊力對頂板的下沉量有很大的控制作用。由圖3（a）可見，在巷道掘進期間，及時安裝錨桿并施加一定的預緊力，即可顯著地減少頂板的下沉量。研究條件下，錨桿安裝時只要施加大約20kN的預緊力，頂板的下沉量即可控制在20mm左右。當預緊力小于此值時，頂板在掘進期間的下沉量急劇增加，而大于此值時，對控制頂板下沉的作用又不是很明顯。由圖3（b）可見，在巷道受本工作面采動影響時，安裝時只要30kN的預緊力，即可將頂板下沉量控制在200mm左右。同理，當預緊力小于此值時，頂板的下沉量也將急劇增加，大于此值時又對控制頂板下沉作用不是很明顯。由上面的研究可見，錨桿的預緊力對控制沿空掘巷的圍巖變形有很重要的作用，主要原因在于：使錨桿成為真正意義上的主動支護方式；提高錨桿的錨固作用效；實現(xiàn)巷道圍巖小結構的高阻讓壓?？紤]到現(xiàn)有的錨桿支護技術條件和沿空掘巷圍巖大變形的特點，認為錨桿的預緊力在2030kN左右是較為合理的，此時既可以有效地保證巷道頂板的穩(wěn)定性，又在現(xiàn)場施工中很容易實現(xiàn)。8.2錨桿的支護強度通過現(xiàn)場研究發(fā)現(xiàn)，國內(nèi)目前使用的錨桿中，大部分錨桿支護強度普遍較低，均在0.040.1MPa左右。據(jù)此，利用數(shù)值計算的方法，通過改變頂板的錨桿支護系統(tǒng)的參數(shù)，得到沿空掘巷條件下，不同錨桿支護強度時圍巖的變形量，以頂板下沉量為例，整理后得到圖4所示的關系，現(xiàn)場條件下的預緊力為10kN。圖4支護強度與頂板下沉量的關系從圖4中可以看出，當錨桿的支護強度達到0.3MPa時，可顯著地控制住頂板的下沉變形。而當錨桿的支護強度小于0.1MPa時，頂板下沉量急劇增加，頂板的穩(wěn)定性將受到很大影響，而錨桿支護強度在0.3MPa以上時，對控制頂板變形的作用不是太明顯。因此，對于沿空掘巷的軟弱破碎煤體來說，錨桿支護強度只要保證在0.20.3MPa之間就是比較合理的，而這只要有可靠的支護技術就可以得到保證。8.3合理加強支護技術根據(jù)上面的研究，認為沿空掘巷的錨桿支護強度在0.20.3MPa是比較合理的，采用高強度錨桿體系和相應的支護技術從理論上可以實現(xiàn)，但在一些圍巖狀況惡劣，或者錨桿支護施工質(zhì)量較差的情況下，基本的支護形式不能保證錨桿具備足夠的支護強度時，可根據(jù)情況采取以下的加強支護措施來提高整體支護強度，彌補錨桿本身支護強度的不足，從而保證圍巖小結構的穩(wěn)定性。（1）小孔徑錨索加固技術沿空掘巷實踐中，常會出現(xiàn)以下問題： 頂板錨桿的長度不夠。通常情況下，頂板錨桿均采用全長錨固方式，由于受巷道高度的限制，錨桿長度不能過大，因此錨桿的錨固范圍較小，對頂板錨固區(qū)外的圍巖變形起不到良好控制效果。 頂板煤體普遍較為松軟破碎，錨桿的錨固性能得不到有效保證，致使錨桿的支護強度達不到0.20.3MPa。 當巷道兩幫的支護強度不夠時，將使兩幫向巷道內(nèi)擠入，煤幫發(fā)生較大的下沉與鼓出，這將影響到頂板的穩(wěn)定性。當存在以上問題時，將引起頂板錨固區(qū)外煤體的膨脹和離層，達到一定程度就會導致頂板大面積冒落，此時可采用該項技術對頂板進行加固。（2）巷道的超前支護沿空掘巷受采動影響時，上覆巖體大結構會發(fā)生一定程度的變形下沉，將影響到小結構的穩(wěn)定性。根據(jù)前面的研究，該類巷道較為強烈的影響在工作面前方40m范圍內(nèi)，劇烈影響范圍在前方10m左右。此時，錨桿的支護強度不足時，難以控制圍巖過大的變形，該情況下，應在超前工作面一定范圍內(nèi)采用適當?shù)募訌娭ёo措施來控制圍巖的變形，如布置梁、柱等。（3）煤體的注漿加固技術對煤體的注漿加固技術可考慮在以下兩種情況下使用： 小孔徑錨索施工困難時。當頂板的松散圍巖層厚度較大時（一般為8m），錨索的鉆孔和安裝困難，難以保證錨索良好的錨固性能時，應考慮對圍巖注漿。 當圍巖較破碎時，其裂隙極為發(fā)育，大大削弱了煤體本身的強度，而且降低了錨桿的錨固性能，此時可對煤體進行注漿加固，以提高巷道圍巖的穩(wěn)定性。9總結在內(nèi)應力場中留小煤柱的掘巷方式較為理想, 此位置處于煤體的低應力區(qū)中, 掘進時不會引起支承壓力和煤體力學狀態(tài)的明顯變化, 所以采用此種方式不僅掘巷穩(wěn)定期內(nèi)圍巖變形小, 而且從采空區(qū)擋矸、防水、防瓦斯、巷道施工進度等方面來看都最為有利。煤柱寬度為4 6 m 時, 巷道變形量較小,煤柱寬度大于6m 時巷道變形量較大。沿空掘巷圍巖大、小結構的穩(wěn)定性原理為該類巷道錨桿支護的成功應用提供了理論依據(jù)。要保持巷道良好的維護狀態(tài)，除了要適應上覆巖層的回轉下沉外，還應合理設計護巷煤柱尺寸和錨桿支護參數(shù)，強化圍巖強度，以保持小結構的穩(wěn)定性。沿空掘巷的掘進對圍巖大結構的穩(wěn)定性幾乎沒有影響，因而巷道圍巖的變形量不大；而在回采影響期間，由于關鍵塊的回轉、下沉和運動，引起巷道圍巖的劇烈變形，在中等穩(wěn)定的圍巖條件下，其變形量約是掘進期間的56倍，因而保持沿空掘巷回采期間的穩(wěn)定性具有十分重要的意義。沿空掘巷圍巖小結構的穩(wěn)定性取決于合理確定沿空側護巷窄煤柱的寬度和錨桿支護對圍巖強度的強化程度。前者在保持窄煤柱的穩(wěn)定性和錨桿錨固可靠性的前提下，使煤柱寬度盡可能小些；而后者取決于錨桿支護預緊力和支護強度的大小。在中等穩(wěn)定圍巖條件下，當錨桿預緊力達到2030kN，支護強度達到0.20.3MPa時，巷道圍巖就能夠保持穩(wěn)定。小煤柱的留設為掘進時不引起圍巖應力明顯變化提供了保障，在一定的支護手段和一定的支護強度的輔助下，沿空掘巷巷道圍巖能夠保持穩(wěn)定。參考文獻1 柏建彪.沿空掘巷圍巖控制M.徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2006.2 柏建彪,侯朝炯,黃漢富.沿空掘巷窄煤柱穩(wěn)定性數(shù)值模擬研究J.巖石力學與工程學報,2004,23(20):34753479.3 錢鳴高, 石平五. 礦山壓力與巖層控制M . 徐州: 中國礦業(yè)大學, 2003.4 李學華. 綜放沿空掘巷圍巖大小結構穩(wěn)定性的研究 D . 徐州: 中國礦業(yè)大學, 2000.5 徐永圻. 采礦學M . 徐州: 中國礦業(yè)大學出版社, 2003.6 陳炎光, 陸士良. 中國煤礦巷道圍巖控制 M . 徐州: 中國礦業(yè)大學出版社, 1994.7 錢鳴高, 繆協(xié)興, 許家林等. 巖層控制的關鍵層理論M . 徐州: 中國礦業(yè)大學出版社, 2000.8李學華，張農(nóng)，候朝炯. 綜采放頂煤面沿空掘巷合理位置確定J. 中國礦業(yè)大學學報，2000（2），P186188.