矿山压力及其控制(第八章)-巷道维护原理和支护技术

第八章巷道维护原理和支护技术8.1无煤柱护巷8.1.1护巷煤柱的稳定性留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留煤柱护巷方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷闭开固定支承压力峰值区（图8-1）。区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、运输、排水、安全都有力。但是，媒柱损失高达10％～30%；且回风巷受二次采动影响，巷道维护困难，支护费用高。煤柱支承压力向底板传播，不仅影响临近煤层的开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患。煤柱宽一般为10～30m。1.煤柱的荷载（1）煤柱荷载的估算目前国内外研究都认为，护巷煤柱上的荷载，是由煤柱上覆岩层重量及煤柱一侧或两侧采空区悬露岩层转移到煤柱上的部分重量所引起的。如图8-2所示，一单位煤住长度上的总载荷P为：式中2cot4DpBDH3/BkNm煤柱宽度，m;D-采空区宽度，m；H－巷道埋深，m；－采空去上覆岩层跨落角；－上覆岩层平均体积力，。煤柱单位面积的平均载荷即平均应力:上述计算尽管经过简化，以平面问题代替空间问题，以均质的上覆岩层取代复杂的岩层赋存状况，不考虑煤住边缘部分会产生应力集中以及由于煤住边缘部分破坏引起应力向煤柱深部转移，未涉及上覆岩层的移动等。2cot/4BDHDPBB但迄今它仍为比较简单和实用的煤住载荷估算方法，并认为平均应是判断煤柱载荷的重要参数。（2）煤柱宽度的理论计算护巷煤柱宽度的理论计算有按煤柱的允许应力，煤柱能承受的极限载荷，以及按煤柱应力分布等多种方法。各种方法的基本点都认为：煤柱的宽度必须保证煤柱的极限载荷σy不超过人它的极限强度R。煤柱的极限强度见7－5、7－6式，煤柱的宽度B计算式：2211cot0.7780.222100041cot0.640.3610004ccBBDHDRBhBBDHDRBh2.煤柱的应力分布（1）一侧采空煤柱（体）的弹塑性变形区及铅直应力的分布假设采空区周围的煤柱（体）处于弹塑性变形状态，煤柱的铅直应力σy的分布如图8-3中1所示。σy随着与采空去边缘之间距离x的增大，按负指数曲线关系衰减。在高应力作用下，从煤体（煤柱）边缘到深部，都会出现塑性区（靠采空区侧应力低于原岩应力的部分称为破裂区）、弹性区及原岩应力区（图8-3）。弹塑性变形状态下，煤柱（体）的铅直应力σy的分布如图8-3中2所示。煤柱（体）的承载能力，随着远离煤体（煤柱）边缘而明显增长。在距煤体（煤柱）边缘一定宽度内，存在着煤柱（体）的承载能力与支承压力处于极限平衡状态，运用岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度，即支承压力峰值与煤体（煤柱）边缘之间的距离x0为：01cotln2cotmKHCxfpC式中.1sinKp1应力集中系数；支架对煤帮的阻力；m-煤层开采厚度;C-煤体的粘聚力;-煤体的内摩擦角;f-煤层与顶板接触面的摩擦因数;1+sin-三周应力系数,=在生产实际中，x0的变化范围为3~20m，一般为5~12m。应力降低区宽度的变化范围为2~7m,一般为3~5m。（2）两侧采空煤柱的弹塑性变形区及铅直应力的分布两侧均以采空的煤柱，其应力分布状态主要取决于回采引起的支承压力影响距离L及煤柱宽度B，主要有三种类型：①B2L时（图8-4），煤柱中央的载荷为均匀分布，且为原岩应力γH。由于煤柱边缘应力集中，煤柱从边缘到中央，一般仍为破裂区、塑性区、弹性区，以及原岩应力区。②2LBL时，在煤柱中央由于支承压力的叠加，应力大于γH，沿煤柱宽度方向应力呈马鞍形分布，弹塑性变形区及应力分布见图8-5。③BL时，两侧边缘的支承压力峰值将重叠在一起，煤柱中部的载荷急剧增大，应力趋向于均匀分布（图８－６）。受两侧采动影响时，K值可达到4～5以上，在煤柱中央可能因长期处于塑性流动状态而遭到破坏。3.护巷煤柱的稳定性（1）护巷煤柱的宽度煤柱的宽度是影响煤柱的稳定性和巷道维护的主要因素。煤柱的宽度决定了巷道与回采空间的水平距离，影响到回采引起的支承压力对巷道的影响程度及煤柱的载荷。煤柱的极限承载能力，不禁取决于煤柱的边界条件和力学性质，还取决于煤柱的几何尺寸和形状。（2）护巷煤柱保持稳定的基本条件护巷煤柱一侧为回采空间，一侧为采准巷道。回采空间和采准巷道在护巷煤柱两侧形成各自的塑性变形区，塑性区的宽度分别为x0、x1（图8-7）。因此，护巷煤柱保持稳定的基本条件是：煤柱；两侧产生塑性变形后，在煤柱中央存在一定宽度的弹性核，弹性核的宽度应不小于煤主高度的2倍。因此，即使在煤柱内开掘一条非常窄的巷道，也会引起煤柱应力重新分布，造成有效支承面积减少。煤柱支承能力急剧下降。012Bxmx8.1.2老顶结构与沿空巷道围岩稳定的关系1.沿空巷道顶板关键岩层煤层顶板岩层中，由于成岩矿物成分及成岩环境等因素不同，岩层厚度核力学性质存在较大的差别。其中一些较坚硬并具有一定厚度的岩层起着主要的控制作用，他们破断后形成的结构直接影响着采场及周围巷硐的矿压显现和岩层活动，这些对岩体活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层。关键层判别的主要依据是其变形和破坏特征，即关键层破断时，其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调一致的；前者称为岩层活动的主关键层，后者为亚关键层。关键层理论是分析研究沿空巷道上覆岩层稳定性的理论基础，与采场相比沿空巷道顶板岩层结构具有以下特征：⑴在巷道整个服务时期，随着采面不断向前推进，上覆岩层结构运动形式有所不同，通过巷道顶板对沿空巷道围岩稳定的影响方式和程度差异悬殊。同时，掘进巷道再次扰动上覆岩层结构引起应力重新分布，形成更复杂的叠加支承压力。⑵沿空巷道相邻区段采空区边缘布置，顶板岩层处于采空区上覆岩层结构固支边与铰接边之间，其顶板岩层断裂成弧形三角板。⑶沿空巷道跨度小，工作面老顶岩层结构对巷道围岩稳定性影响最显著，与巷道顶板下沉变形基本一致。沿空巷道条件下，老顶一般可视为亚关键层。2.采空区覆岩层结构与沿空巷道的关系上区段工作面回采后，采空区上覆岩层跨落，老顶形成“O－X”破断。随着工作面推进，老顶周期性破断，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（图8-8）老顶岩层在直接顶岩层跨落后，一般在煤体内断裂、回转或弯曲下沉，在采空区内形成岩层承载结构。沿工作面倾向，岩体A、岩块B、岩块C组成铰接结构，该结构稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂参数。采空区上覆岩层移动稳定后，沿空巷道位居岩块B下方。岩体A为本区段工作面老顶岩层，岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧三角板，岩块C为上区段工作面采空区跨落矸石上的断裂岩块（图8-8）。岩块B对沿空巷道上覆岩层结构的稳定起重要作用，对弧三角块结构稳定性进行力学分析，揭示老顶三角块结构稳定状态与沿空巷道稳定状态的关系，对合理确定沿空巷道位置及支护参数具有重要意义。3.沿空掘巷合理位置的确定沿空掘巷沿相邻区段采空区边缘布置，巷道顶板岩层处于上覆岩层结构固支边与铰接边之间。在采空区边缘煤体弹性应力高峰采空区一侧存在一个相对低应力状态的峰后煤体，即煤体内的破裂区和塑性区。若在其中布置巷道，支护载荷相对较小，这是沿空支护的主要力学特征。老顶断裂位置基本位于煤体弹塑性交接处，通过计算求取老顶在煤壁内的断裂位置，确定沿空掘杭的位置。8.1.3沿空掘巷的矿压显现规律1.沿倾斜方向支承压力分布规律煤层开采沿倾斜方向支承压力带形成后，随着远离采面和时间的延续，会逐渐趋向缓和与均化，最终成为稳定的残余支承应力。煤体和围岩的强度对支承压力分布曲线又很大影响，煤层顶板为比较坚硬的砂岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力峰值逐渐降低，峰值位置移动不明显（图8-9（a））。煤层顶板为比较软的泥质页岩和比较破碎的砂质页岩时，随着工作面推进倾斜方向支承压力分布曲线逐渐向煤体深处转移，峰值逐渐降低，影响范围扩大（图8-9（b））。2.煤体－煤柱（采动稳定）巷道围岩变形与护巷煤柱宽度的关系根据实测数据统计计算结果，不同围岩性质和开采深度条件下，上区段回采影响已稳定后掘进的回采巷道保持稳定状态的护巷煤柱宽度值可参见表8-1。巷道顶底板相对移近率μ与护巷煤柱宽度x关系曲线见示意图8-10。3.沿空掘巷的矿压显现⑴沿空掘巷的围岩应力和围岩变形沿空掘巷之前，岩层运动已经稳定的采空区附近，处于极限平衡状态下煤体的残余支承压力分布（图8-11中1）。沿空掘巷破坏了原有平衡，在巷道边缘的煤体会出现新的破裂区、塑性区，支承压力向煤体深部移动（图8-11中2）。移动距离近似等于煤柱宽度，应力场扰动不大，一般经过10d左右，变形速度趋向于稳定，巷道受到本区段工作面回采影响后，处于支承压力的重叠区内，围岩变形会显著增长，通常巷道维护不太困难。⑵窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间保留5～8m宽的煤柱。巷道掘进前，采空区附近沿倾斜方向煤体内应力分布（图8-12中1）与图8-11中1完全一样。窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处于残余的支承压力峰值下。巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈移动。巷道另一侧的煤体，由原来承受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区；随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布状态如图8-12中2所示。窄煤柱巷道不仅在掘进期间围岩强烈变形，巷道围岩一直保持较大的速度持续变形，顶板强烈下沉和底板鼓起。巷道的压力主要来自窄煤柱一侧，窄煤柱实际上已遭遇到严重破坏，不仅对顶板支承作用有限，而且使巷道实际跨度和悬顶距离增加。因此，窄巷道的围岩变形要比沿空巷道大一倍左右。⑶沿空掘巷的三种方式根据煤层赋存情况、地质条件和所采取的技术措施不同，沿空掘巷可分为三种方式，即完全沿空掘巷、留小煤墙掘巷、保留部分老巷断面掘巷方式。①完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定后，紧贴上区段废弃的巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道，如图8-13所示。②留小煤墙沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进，而是在巷道与采空区之间留设1～3m的隔离小煤墙（图8-14）。③保留老巷部分断面的沿空掘巷基本上是留一条巷掘一条巷，巷道的维护费和材料消耗会大幅度的增加。实际可用大断面的沿空掘巷或留巷取代。完全沿空掘巷在煤体边缘卸压区掘进巷道，由于沿空巷道一侧为采空区，上区段老空区积水和碎矸石易进入巷道内，会严重影响巷道的施工和使用，巷道与采空区之间的漏风严重。保留部分老巷断面的掘进方式一般适用于顶板容易冒落和胶结、采空区无积水和煤层倾角不大的煤层。在我国煤矿中较常应用的是留小煤墙的沿空掘巷的方式。小煤墙对挡矸和防止采空区积水进入掘进巷道能起一定作用；巷道在煤体内掘进，两侧为煤壁有利于提高掘进速度。但小煤墙很难隔离火灾，防止漏风和隔绝采空区有害气体渗漏。需要留设小煤墙时，其宽度一般不宜超过1～3m。8.1.4空留巷的矿压显现1.采动时期的受力状况空留巷是在上区段工作面采过后，通过加强支护或其它有效方法，将上区段工作面运输平巷保留下来，供下区段工作面回采时作为回风平巷（图8-15）。沿空巷道位于采空区边缘，保留巷道期间经历上区段工作面的采动影响，巷道顶板的下沉、破坏必然受到采空区上覆岩层沉降总规律的制约。上区段工作面采过后，沿空巷道经历老顶岩层从即将断裂前的极限状态到发生断裂失稳，然后到回转下沉压实采空区的过程。在这个过程中，由于老顶的剧烈活动，引起沿空巷道巷道煤帮和巷道支护体发生剧烈变形。受力状况与用煤柱维护的巷道有明显的差别。沿空留巷的围岩应力，除与煤帮的支承压力和直接顶的载荷有关外，主要取决与规则移动带岩层中块体B取得平衡之前，引起的附加载荷（图8-8）。上区段工作面的采动影响趋于稳定后，随着采空区岩层的沉降和煤帮支承压力的衰减，沿空留巷煤帮的承载能力与支承压力很快处于平衡状态，围岩变形显著下降并趋于稳定。本区断工作面回采时，规则移动带岩层原有的平