專題-淺析錨網(wǎng)支護沿空巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

專題部分淺析錨網(wǎng)支護沿空巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律摘要：沿空掘巷有利于最大限度減少“兩巷”煤柱損失量，錨網(wǎng)支護是這類巷道的主要支護手段。闡述了沿空巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)、圍巖應(yīng)力分布、圍巖變形的一般規(guī)律。并通過現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)的整理分析，總結(jié)了類似條件下巷道的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，以指導(dǎo)沿空巷道的支護設(shè)計。關(guān)鍵詞：沿空巷道；錨網(wǎng)支護；應(yīng)力分布；礦壓顯現(xiàn)1緒論1.1 問題的提出及背景目前我國己經(jīng)成為世界上最大的能源生產(chǎn)國和能源消費國之一。我國經(jīng)濟正處在快速增長時期，一次能源生產(chǎn)量和消費量均超過世界總量的10%，其中，煤炭生產(chǎn)量和消費量約占世界總量的30%，且我國在一次能源的生產(chǎn)和消費構(gòu)成中，煤炭所占比重約為2/3，經(jīng)預(yù)測到2010年煤炭占60%左右，2050年將占50%以上，因此，能源結(jié)構(gòu)長期以煤為主。煤炭資源從淺部開始開采，隨著淺部資源的日益枯竭，國內(nèi)外都陸續(xù)進入深部資源的開采，煤礦深井開采是世界上大多數(shù)國家主要采煤國家目前和將來要面臨的問題。因此，合理利用淺部資源，避免過早進入深部開采成為我們要解決的問題。而在許多礦井采用傳統(tǒng)寬煤柱護巷方式，煤炭采出率低，這主要是由于護巷煤柱寬度過大而造成的。而有的礦井區(qū)段煤柱的留設(shè)及采場周圍巷道的布置不合理也在很大程度上直接影響到采區(qū)采出率。因此實現(xiàn)回采工作面無煤柱開采或最大限度減少“兩巷”煤損量，對提高采區(qū)采出率具有重要意義。我國煤炭產(chǎn)量的95%以上來自地下開采，回采巷道的掘進與支護是礦山建設(shè)和礦井生產(chǎn)過程中量大、面廣的工程。巷道支護是煤炭開采中一項關(guān)鍵技術(shù)，可靠的支護技術(shù)是實現(xiàn)礦井安全、高效的必備條件。隨著礦井產(chǎn)量和效率不斷提高，要求巷道斷面越來越大、成巷速度越來越快，傳統(tǒng)的巷道設(shè)計方式越來越不能滿足采掘接替的需要。巷道之間保留煤柱，以及巷道與回采工作面之間保留煤拄護巷一直是煤礦中傳統(tǒng)的護巷方法，對提高煤炭資源的采出率極為不利。近三十年來，無煤柱護巷技術(shù)得到迅速發(fā)展，沿空掘巷是我國無煤柱護巷的主要形式，在國內(nèi)外己獲得廣泛應(yīng)用。沿空掘巷技術(shù)對合理開發(fā)地下資源，提高煤炭采出率，延長礦井開采期限具有重要意義，采用沿空掘巷的方法維護回采巷道的必然趨勢，也是支護技術(shù)改革的關(guān)鍵技術(shù)之一。20世紀70年代以來，沿空掘巷技術(shù)得到一定程度的推廣，但其沿空掘巷支護方式大多為架棚支護，架棚支護屬被動式支護，在復(fù)雜困難條件下（大斷面、高應(yīng)力、高瓦斯、易自燃、采空區(qū)涌水量大）沿空掘巷，其巷道還存在難支護、采空區(qū)難以隔離等技術(shù)難題。在沿空掘巷中采用錨桿支護，比在實體煤巷道中采用錨桿支護存在更大困難，主要是：（1）由于沿空側(cè)煤體在礦山壓力作用下變得更加破碎，給巷道的掘進與支護帶來更大困難，采用錨桿支護首先應(yīng)保證巷道在掘進期間的穩(wěn)定；（2）由于沿空掘巷在工作面回采期間的礦壓顯現(xiàn)較實體煤巷道在回采巷道更加劇烈，必須控制巷道在工作面回采動壓影響期間的劇烈變形，保證工作面的正常推進。在我國煤炭產(chǎn)量逐年增加，每年需要掘進大量的回采巷道，隨著開采規(guī)模不斷擴大，沿空掘巷是必然趨勢。以淮南礦業(yè)集團謝橋煤礦13318E工作面沿空軌道平巷為工程背景，開展錨網(wǎng)支護沿空巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，通過研究將有利于指導(dǎo)相似條件下沿空巷道支護設(shè)計的科學化、提高煤炭采出率、減少回采巷道支護費用，對謝橋煤礦乃至淮南礦區(qū)實現(xiàn)安全、高效具有重要的意義。1.2國內(nèi)外研究現(xiàn)狀1.2.1沿空巷道煤柱的留設(shè)研究現(xiàn)狀我國的薄及中厚煤層沿空送巷最早可追溯到建國初期，大體上經(jīng)歷了以下幾個發(fā)展時期:早在20世紀50年代我國已有個別礦井自發(fā)地應(yīng)用沿空掘巷技術(shù);60年代的初期試驗階段;70年代沿空掘巷技術(shù)有所發(fā)展，并開始礦壓研究，取得了可喜的成果;80年代初期提出了沿空掘巷巷道圍巖變形特征;90年代隨著錨桿支護的大面積應(yīng)用推廣，極大促進了沿空掘巷技術(shù)的發(fā)展。但對煤柱的寬度沒有統(tǒng)一的認識，在許多礦井中，煤柱寬度從1-5 m直至20-30 m不等。國外，如澳、英等國不搞沿空掘巷，他們認為由于相鄰工作面開采的影響，在本工作面頂板中距相鄰工作面采空區(qū)一定范圍內(nèi)產(chǎn)生采動傾斜裂縫，煤巷布置在裂縫中圍巖是非常不穩(wěn)定的，布置煤巷時應(yīng)該躲開這些裂縫。因此，區(qū)段平巷的護巷煤柱尺寸是巷道埋藏深度的1/10，至少應(yīng)當在15 m以上。美、德等國的區(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。窄煤柱沿空掘巷在我國應(yīng)用較早，窄煤柱護巷最早應(yīng)用于20世紀50年代，國內(nèi)學者對此作過大量的研究，一般認為留窄煤柱沿空掘巷不僅在掘巷期間圍巖變形劇烈，而且在巷道掘出后仍保持較大速度的持續(xù)變形，但這一結(jié)論是建立在薄及中厚煤層巷道棚式支護基礎(chǔ)上的。特別自90年代以來，隨著支護理論和支護的發(fā)展，我國回采巷道用小煤柱護巷有了前所未有的發(fā)展，在沿空掘巷的機理、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及“支架-圍巖”關(guān)系、合理滯后時間，以及在支承壓力作用下的沿空掘巷等方面進行了一些基礎(chǔ)研究工作，取得的主要進展有:1）進行了與采空區(qū)相鄰煤體內(nèi)應(yīng)力分布理論研究，研究了與采空區(qū)相鄰煤體內(nèi)的應(yīng)力分布規(guī)律，分析了支承壓力及其它影響因素，建立不同的力學模型得出了求解煤體內(nèi)彈性區(qū)應(yīng)力、塑性區(qū)應(yīng)力、塑性區(qū)寬度及支承壓力影響范圍等的數(shù)學表達式。2）研究了沿傾斜方向巷旁煤體內(nèi)不同應(yīng)力帶的特征及分布規(guī)律。一些研究單位通過數(shù)值分析、實驗研究和不同礦區(qū)的三、四十個礦井進行井下實測，查明了不同礦井中沿傾斜方向巷旁煤體邊緣卸載帶的寬度，側(cè)向支承壓力峰值的應(yīng)力集中系數(shù)和峰值區(qū)離巷道的距離，以及側(cè)向支承壓力影響的總范圍。3）開展了沿空掘巷礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究。通過大量井下觀測和實驗，研究了沿空巷道所經(jīng)歷的不同礦壓顯現(xiàn)階段中的巷道圍巖移動和支架受載特點，通過研究還提出了預(yù)計沿空掘巷時的頂?shù)装逡平抗降取?）進行了沿空巷道“支架-圍巖”相互作用關(guān)系研究。通過理論分析及實驗研究認為支架的作用不可能改變開采后巖層運動的基本規(guī)律，而在于抑制巷道周邊附近巖石尤其是散離、松動巖塊的過量位移。因此，合理的“支架-圍巖”關(guān)系是使支架在工作過程中所形成的阻力與圍巖發(fā)生的位移能始終處于受控條件下的動平衡狀態(tài)。5）對架棚支護的沿空掘巷進行了研究，認為留窄煤柱沿空掘巷，擾動了側(cè)向支承壓力分布，不僅在掘進期間巷道強烈變形，而且在掘進后的穩(wěn)定期間仍保持較大的變形速度;還認為窄煤柱裂隙發(fā)育、甚至破碎，自身難以保持穩(wěn)定，而且，其支承作用小，增加了巷道跨度和懸頂距，沿空掘巷維護困難。6）采用流變模型進行合理滯后時間的研究，為確定合理掘進時間提供了參考。7）在個別礦井進行了在支承壓力作用下迎采動工作面留窄煤柱掘進進行了實踐，但變形量較大，為窄煤柱沿空掘巷提出了新的思考。上述這些研究成果都在不同程度上為改善沿空巷道的維護及設(shè)計和選用合理的支護方式提供了理論方向和實踐依據(jù)。但目前對煤柱的合理寬度一直沒有統(tǒng)一的認識，其結(jié)論差別較大，導(dǎo)致某些應(yīng)用窄煤柱維護的巷道支護困難、甚至嚴重制約回采工作面推進。另外隨著錨桿支護技術(shù)的迅速發(fā)展，沿空掘巷支護方式由架棚被動式支護發(fā)展為高預(yù)緊力、高強度的錨桿支護，沿空巷道的圍巖變形規(guī)律及礦壓控制方式有了新的改變，但如何保持回采期間的煤柱穩(wěn)定性以及如何進行超前煤柱加固還有待進行研究。1.2.2沿空巷道的支護現(xiàn)狀由于沿空巷道的礦壓顯現(xiàn)與一般的實體煤中掘進的回采巷道不一樣，在本區(qū)段工作面回采后，由于頂板冒落及上覆巖層的移動，圍巖應(yīng)力將發(fā)生重新分布，相鄰區(qū)段所形成的固定支承壓力和本區(qū)段工作面超前支承壓力疊加，其巷道圍巖變形破壞嚴重、變形量大。盡管采用了加大支護剛度等一系列措施，但巷道維護仍然十分困難，嚴重影響著礦井的安全生產(chǎn)。90年代以前中厚煤層沿空掘巷多采用金屬支架維護，包括礦用工字鋼梯形棚支架和U型鋼拱形可縮支架維護，90年代以后隨著高強錨桿支護技術(shù)的發(fā)展，中等穩(wěn)定程度以上的綜采煤層巷道普遍采用錨桿支護，沿空掘巷錨桿支護也取得了成功。下面就不同的支護方式優(yōu)缺點進行比較:1）礦用工字鋼梯形棚支護礦用工字鋼梯形棚支護有著支護形式簡單、操作方便、取材簡單、支護適應(yīng)性強等特點。礦用工字鋼梯形棚支護有其自身的優(yōu)點，但也有其自身的不足。采用工字鋼梯形棚支護時，由于支架與圍巖接觸不好，初期處于空松狀態(tài)，支架被動等勁，隨著煤體變形逐漸與支架接觸，支架才與圍巖相互作用。初期圍巖受約束力很小，軟弱煤體松動范圍變大，煤體承載較低，造成支架載荷較大，由于沿空巷道圍巖變形特征的特殊性，在掘進期間基本能滿足巷道支護的要求，但巷道施工時工人勞動強度大，巷道推進緩慢，管理較為復(fù)雜。在回采期間采用工字鋼梯形支架支護時，由于老頂回轉(zhuǎn)變形較大，破壞后的煤體擠向巷道空間，棚腿變形急劇加大，彎曲、折斷較多，巷道有效斷面迅速減小，支架變形嚴重，穩(wěn)定性差，極易發(fā)生垮棚、冒頂、堵人等事故。當巷道位移量較大時、需要維修，同時過大的變形使支護系統(tǒng)的整體安全性得不到根本保障。同時在回采期間替棚工作量較大，安全隱患增多，并且由于沿空巷道變形量大，支架產(chǎn)生嚴重變形，工字鋼的復(fù)用率極低，造成支護成本加大。2）U型棚支護U型棚解決了梯形工鋼穩(wěn)定性差、不能適應(yīng)圍巖的大變形的特點，其適用范圍較礦用工字鋼梯形棚的大。但U型棚有也其自己的缺點:當采用U型棚支護時，由于圍巖的應(yīng)力大、蠕變速度不均而使得支架構(gòu)件局部承載，常常出現(xiàn)支架頂梁彎曲、棚腿扭折等現(xiàn)象，使支架失去承載能力，折損比較嚴重，巷道維修工程量較大。隨著礦井機械化程度的提高，采用U型棚支護的回采巷道不能滿足機械化開采快速推進的要求，特別是沿空掘巷的支護問題更加突出，成為制約工作面高產(chǎn)、高效的瓶頸。3）錨網(wǎng)支護煤巷錨網(wǎng)支護是我國煤礦自綜采之后的第二次支護技術(shù)革命。自1996年以來，質(zhì)量上有了顯著提高，數(shù)量上有了迅猛發(fā)展。通常使用的錨桿支護屬于“主動”支護，在錨桿安裝后及時對圍巖提供支護阻力，而且隨著圍巖的變形，支護阻力不斷增加，因而能夠及時、有效地強化圍巖強度，防止圍巖早期離層和控制圍巖變形，從而保持圍巖的穩(wěn)定。由于沿空巷道在回采期間變形量大，從支護與圍巖運動統(tǒng)一的角度及支護與圍巖的相互作用關(guān)系出發(fā)，尋求防止支架因局部承載而遭受破壞、減少巷道維修工程量的沿空巷道支護方法是亟待解決的研究課題。隨著錨桿支護理論和技術(shù)的發(fā)展，錨桿支護在沿空掘巷中的成功運用，為推動窄煤柱沿空掘巷的應(yīng)用起到了重要作用。錨桿支護與傳統(tǒng)的棚式支護相比，具有顯著的技術(shù)、經(jīng)濟優(yōu)越性。其主要表現(xiàn)在：錨桿支護充分利用巷道圍巖的自承能力將載荷體變?yōu)槌休d體，為主動支護，而一般棚式支護屬被動支護;與棚式支護相比，錨桿支護更有利于改善巷道的維護狀況，保持巷道圍巖的長期穩(wěn)定，在相同生產(chǎn)地質(zhì)條件下，錨桿支護的巷道圍巖變形量通常要比棚式支護減少一半以上;錨桿支護還可以節(jié)約大量鋼材，減少材料輔助運輸和減輕工人勞動強度，還有利于快速掘進;錨桿支護的巷道能適應(yīng)大變形要求，在巷道服務(wù)期間，基本不需要維修就能保證巷道的正常使用;在使用機械化程度較高的回采工作面，錨桿支護巷道減少了棚式支護巷道的替棚工作量，有利于回采工作面的安全、快速推進。1.3研究內(nèi)容及研究方法通過收集分析大量資料，采用現(xiàn)場實測的方法對沿空巷道在錨網(wǎng)索支護條件下的圍巖表面收斂、深部巖層位移及巷道圍巖平面應(yīng)力場規(guī)律進行分析研究。進而檢驗現(xiàn)有對錨網(wǎng)支護沿空巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的認識，以指導(dǎo)相似條件下沿空巷道的錨網(wǎng)支護設(shè)計。2沿空巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)窄煤柱沿空掘巷是在采空區(qū)的邊緣留小煤柱掘進的回采巷道，其上覆巖層的結(jié)構(gòu)與一般在實體煤中掘進巷道不同，沿空巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)是隨著周邊動壓狀況及時間的變化而變化的。煤體在上區(qū)段采場工作面回采過程中，由彈性狀態(tài)進入到塑性破壞狀態(tài)，煤體產(chǎn)生了很大的變形量，隨著動壓的影響及時間的延長，上覆巖層斷裂，并逐漸旋轉(zhuǎn)下沉，當上覆巖層與鄰近采空區(qū)研石接觸并壓實后，煤體變形基本穩(wěn)定，上覆巖層大結(jié)構(gòu)也已基本形成，如圖2.1.1所示。該結(jié)構(gòu)煤壁側(cè)按應(yīng)力值的相對大小可以分為三個區(qū)，即應(yīng)力增高區(qū)、應(yīng)力降低區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。應(yīng)力降低區(qū)的出現(xiàn)以煤體出現(xiàn)塑性破壞為前提，即應(yīng)力降低區(qū)中的煤體處于塑性軟化狀態(tài)，煤體產(chǎn)生新的裂隙并伴隨顯著變形。而應(yīng)力升高區(qū)的煤體在老頂斷裂線附近是處于彈性狀態(tài)，仍保持著自身的承載能力，巖體相對比較完整且變形相對較小。老頂兩個破裂部位是該段巖塊的兩個端頭承載支點，煤體中的應(yīng)力高峰是彈性應(yīng)力高峰，巖石中的應(yīng)力高峰是塑性應(yīng)力高峰。在彈性應(yīng)力高峰朝向采空區(qū)一側(cè)，存在著一個相對低應(yīng)力狀態(tài)的峰后煤體。這種大結(jié)構(gòu)是客觀存在的，其穩(wěn)定性由圍巖自身的結(jié)構(gòu)確定，在本工作面開采破壞煤體中承載支點前是能夠自穩(wěn)的；同時，直接頂厚度較大時，該結(jié)構(gòu)遠離掘巷區(qū)，基本不受巷道開挖的影響。開掘巷道后，再次擾動上覆巖層結(jié)構(gòu)引起應(yīng)力重新分布，形成更復(fù)雜的疊加支承壓力，但巷道在該結(jié)構(gòu)的保護下能保持穩(wěn)定，該結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性取決于采空區(qū)的充填程度和老頂巖層弧形三角塊結(jié)構(gòu)的參數(shù)，對弧形三角塊結(jié)構(gòu)分析：1）基本頂在煤體側(cè)的斷裂線位于煤壁內(nèi)，破斷形成弧形三角塊B，以煤體之上的斷裂線為軸向下旋轉(zhuǎn)。2）相鄰區(qū)段工作面回采后，采空區(qū)上覆巖層垮落，老頂形成“O一X”破斷。假定一個工作面的周期來壓步距基本相等，即基本頂?shù)钠茢嗵卣骰鞠嗤?，因此，將弧形三角塊簡化為等腰弧形三角塊，簡稱為弧形三角塊，在煤壁內(nèi)的邊長即為沿工作面推進方向的工作面周期來壓步距，另兩邊相等。3）沿空巷道跨度較小，工作面老頂巖層結(jié)構(gòu)對巷道圍巖穩(wěn)定性影響最顯著，與巷道頂板下沉變形基本一致。4）基本頂之上的軟弱巖層可視為作用于其上的載荷，受到工作面采動影響之前，弧形三角塊B上部的軟弱巖層與其上部硬巖層離層，失去力的傳遞，弧形三角塊B以給定變形作用于下方的直接頂和煤體。圖2.1.1 沿空掘巷上覆巖層結(jié)構(gòu)示意圖5）窄煤柱沿空巷道在工作面回采期間，巷道圍巖受超前支承壓力和側(cè)向支護壓力作用，以及受工作面基本頂斷裂的影響。相鄰區(qū)段范圍內(nèi)(巖塊A范圍內(nèi))的基本頂斷裂，A巖塊下方的煤體受直接頂壓縮下沉，C塊體下方的研石壓縮下沉，B巖塊鉸接結(jié)構(gòu)失穩(wěn)并發(fā)生旋轉(zhuǎn)下沉，其穩(wěn)定性及位態(tài)發(fā)生改變。3沿空巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律窄煤柱沿空巷道在整個生產(chǎn)服務(wù)期間，其礦壓顯現(xiàn)規(guī)律與在實體煤中開掘的巷道大不相同，采場支承壓力分布規(guī)律對窄煤柱沿空巷道圍巖應(yīng)力分布影響較大。隨著相鄰區(qū)段工作面不斷向前推進，上覆巖層結(jié)構(gòu)運動形式有所不同，通過巷道頂板對沿空巷道圍巖穩(wěn)定的影響方式和程度差異懸殊。同時，掘進巷道時再次擾動上覆巖層結(jié)構(gòu)引起應(yīng)力重新分布。當本區(qū)段工作面回采時，在采場的前方及沿空巷道上覆巖層中形成更復(fù)雜的疊加支承壓力，對巷道的維護極為不利，下面就窄煤柱巷道采場上覆巖層的側(cè)向和走向支承壓力分布規(guī)律進行分析。3.1采場側(cè)向支承壓力分布規(guī)律1）巷道開掘前采場側(cè)向支承壓力分布規(guī)律隨著工作面的推進，頂板約束條件由四方嵌固向兩側(cè)嵌固的狀態(tài)轉(zhuǎn)化，彎矩進一步向兩側(cè)煤壁轉(zhuǎn)移，從而導(dǎo)致頂板沿兩側(cè)煤壁嵌固端斷裂。頂板中應(yīng)力，隨與煤壁距離增加按負指數(shù)曲線規(guī)律遞減。此時，由于煤壁周邊應(yīng)力超過煤層的極限抗壓強度，邊緣煤體遭到破壞而失去支承能力，使應(yīng)力高峰深入煤層內(nèi)部。在頂板自重和采動附加應(yīng)力的影響下，頂板在兩側(cè)煤體內(nèi)部發(fā)生斷裂，形成以斷裂口線為界的內(nèi)外兩個應(yīng)力場：在斷裂線和煤體邊緣之間，由已斷裂巖塊自重決定的內(nèi)應(yīng)力場(低應(yīng)力區(qū))；斷裂線外側(cè)由上覆巖層整體重量所決定的外應(yīng)力場。當老頂巖塊觸矸后，應(yīng)力得到了極大釋放。煤層開采沿側(cè)向支承壓力帶形成后，隨著遠離采面和時間的延續(xù)，會逐漸趨向緩和與均化，最終成為穩(wěn)定的殘余支承應(yīng)力。煤體和圍巖的強度對支承壓力分布曲線有很大影響，研究表明:煤層頂?shù)装鍨楸容^堅硬的砂巖時，隨著工作面推進，傾斜方向支承壓力峰值逐漸降低，峰值位置移動不明顯。煤層頂?shù)装鍨楸容^軟巖石如泥質(zhì)頁巖、較破碎的砂質(zhì)頁巖時，隨著工作面推進，傾斜方向支承壓力分布曲線逐漸向煤體深處轉(zhuǎn)移，峰值逐漸降低，影響范圍逐漸擴大。2）巷道開掘后采場側(cè)向支承壓力分布規(guī)律當留窄煤柱沿空掘巷后，原來相鄰區(qū)段開采引起的支承壓力將重新分布，其側(cè)向支承壓力分布規(guī)律與在實體中掘進巷道的不同，經(jīng)研究表明：在巷道掘進前，圍巖運動已經(jīng)穩(wěn)定在采空區(qū)附近，處于極限平衡狀態(tài)下煤體位于殘余支承壓力分布帶。巷道掘進后窄煤柱遭到破壞而卸截，引起煤柱向巷道方向強烈移動。巷道另一側(cè)的煤體，由原來承受高壓的彈性區(qū)，衍變?yōu)槠屏褏^(qū)、塑性區(qū)；隨著支承壓力向煤體深處轉(zhuǎn)移，煤體也向巷道方向顯著位移。3.2煤層走向支承壓力分布規(guī)律窄煤柱沿空巷道的維護狀況除取決于影響實體煤中巷道維護的諸因素和相鄰區(qū)段開采影響外，還主要取決于本區(qū)段采動引起的覆巖運動的影響，即煤層開采過程中引起的采場周圍巖層的運動和應(yīng)力重新分布對窄煤柱沿空巷道的變形、破壞的影響。當本工作面回采時，不規(guī)則垮落帶巖層處于松散狀況，上覆巖層大部分呈懸空狀態(tài)，懸空巖層的重量要轉(zhuǎn)移到工作面前方的煤體上，此時采空區(qū)為低于原巖應(yīng)力的應(yīng)力降低區(qū)，在工作面前方的煤體出現(xiàn)比原巖應(yīng)力大得多的支承壓力，靠近沿空巷道側(cè)實體煤中應(yīng)力集中系數(shù)K可達5-7倍?；夭梢鸬某爸С袎毫Γ瑢Ρ竟ぷ髅娴南锏牢：艽?，尤其是對窄煤柱沿空巷道影響最為明顯。4沿空巷道圍巖變形分析4.1煤柱與巷道圍巖的相互關(guān)系在其它條件相同的情況下，煤柱與頂?shù)装鍑鷰r相互作用取決于煤體與頂?shù)装逯g的結(jié)合力及其剛度的比值。煤柱與其頂?shù)装逵薪Y(jié)合力P可以阻止與圍巖接觸面附近煤柱中橫向變形的擴展。隨著遠離接觸面，力P的作用將迅速減弱。力P的作用可使接觸面附近煤柱內(nèi)部產(chǎn)生三向壓縮區(qū)，在平面模型中則表現(xiàn)為雙向壓縮區(qū)。4.2煤柱應(yīng)力和應(yīng)變的一般特征由于大量因素影響，要準確描述煤柱力學行為特征很困難。影響煤柱力學行為的因素主要包括:煤體結(jié)構(gòu)、煤層中夾層的組成、煤柱尺寸形狀、煤柱與頂?shù)装褰缑娴慕Y(jié)合力、頂?shù)装鍑鷰r的剛度、地質(zhì)構(gòu)造應(yīng)力、采場應(yīng)力、煤體的側(cè)限力、水滲流與侵蝕條件等。對于窄煤柱沿空掘巷時，煤柱的應(yīng)力和變形主要取決于所留護巷煤柱的位置、寬度、巷道的支護形式和斷面形狀，而煤柱的破壞主要是因巷道開挖后應(yīng)力的重新分布及本區(qū)段工作面回采的超前支承壓力影響而產(chǎn)生的。隨著側(cè)限支護阻力的增加，煤樣的有效強度也相應(yīng)增加。在峰后狀態(tài)下，煤體殘余強度對圍壓非常敏感，煤體強度在較高圍壓的情況下，雖然煤己破壞，出現(xiàn)了較大變形，但仍具有較高的殘余強度，煤巖的這種力學性質(zhì)對于巷道支護特別是較破碎圍巖的巷道支護具有重要的指導(dǎo)意義。試驗研究表明:在單軸壓縮條件下，煤樣呈典型的脆性劈裂破壞，破裂面平行于主壓應(yīng)力作用方向，隨圍壓增大，煤巖逐漸向剪切破壞方式轉(zhuǎn)化。4.3沿空巷道圍巖變形分析沿空巷道圍巖應(yīng)力分布和變形規(guī)律與其它回采巷道不盡相同，這類巷道在采空區(qū)側(cè)的煤體中掘進，煤體在采空區(qū)側(cè)向支承壓力的作用下變形、破碎，承載能力較低，在本工作面回采時，沿空掘巷上覆巖體大結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定狀態(tài)將被打破，造成巷道壓力加大、變形劇烈。當直接頂厚度較厚時，相應(yīng)波及巖層的范圍大，在相鄰區(qū)段工作面回采過程中，在采空區(qū)中部頂板巖層活動表現(xiàn)為旋轉(zhuǎn)下沉和平移下沉。采空區(qū)側(cè)的直接頂在自重應(yīng)力作用下，從下往上分層垮落，隨老頂巖塊的變形，老頂上覆巖層的重量逐漸轉(zhuǎn)移到煤體深部，使煤體深部出現(xiàn)應(yīng)力集中，煤體邊緣及采空區(qū)處于卸壓狀態(tài)，之后，隨老頂巖塊的旋轉(zhuǎn)，老頂在側(cè)向煤體深部斷裂，老頂巖塊在直接頂和冒落碎矸的支撐下，形成側(cè)向砌體梁結(jié)構(gòu)。隨采空區(qū)逐漸壓實，形成的砌體梁結(jié)構(gòu)逐漸趨于穩(wěn)定。該階段頂板活動以旋轉(zhuǎn)下沉為主，變形速度快，變形量大。研究表明：沿空掘巷掘進及穩(wěn)定階段圍巖移近量小。這說明沿空掘巷的穩(wěn)定性與頂板巖層中一層或幾層堅硬巖層斷裂后結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性密切相關(guān)，因此研究和識別由于這類頂板的斷裂而形成的上覆巖層“砌體梁”結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性對認識巷道在服務(wù)期內(nèi)壓力的變化、確定沿空掘巷的合理位置、優(yōu)化沿空掘巷支護參數(shù)是十分必要的。5錨網(wǎng)支護沿空巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律現(xiàn)場實測5.1實測工作面基本情況及觀測儀器5.1.1地質(zhì)條件現(xiàn)場實測地點選擇了謝橋礦13318工作面。所采煤層為8煤層，埋深630 m左右，煤層厚度1.5-3.6 m平均2.75 m，傾角1015平均12.5，工作面綜合柱狀圖如圖5.1.1。圖5.1.1 工作面上順槽綜合柱狀圖表5.1.1 沿空巷道錨桿段支護參數(shù)設(shè)計一覽表項目砂巖直覆段砂質(zhì)泥巖段頂板破碎或構(gòu)造段斷面4.3m2.8m直墻斜頂矩形斷面頂板錨索L17.8mm6.2mL17.8mm5.0mL21.8mm6.2m頂板錨桿L20mm2.2m間距1.0m，5根L20mm2.5m間距1.0m，5根L22mm2.5m間距0.8m，6根低幫錨桿L20mm2.2m間距650m，4根L20mm2.2m間距650m，4根L20mm2.2m間距650m，4根高幫錨桿L22mm2.5m間距600m，5根L22mm2.5m間距600m，5根L22mm2.5m間距600m，5根鋼帶頂板、高幫M4鋼帶；低幫：10mm鋼筋梯子高幫錨索梁底板2.0m處沿巷道走向施工一排錨索梁網(wǎng)均采用10菱形金屬網(wǎng)，頂網(wǎng)：1.1m4.7m；低幫網(wǎng)：1.1m2.5m；高幫網(wǎng)：1.1m3.5m排距900mm5.1.2沿空巷道支護參數(shù)根據(jù)13318E上順槽頂板巖性，可以施工錨桿支護的地段可分為三種情況：砂巖直覆段；砂質(zhì)泥巖段；頂板破碎段。各段含義如下：當煤層上方直接為中細砂巖或存在00.6m范圍的泥巖時需挑頂跟砂巖掘進，統(tǒng)稱為砂巖直覆段；煤層上方存在00.6m范圍泥巖和0.5m以上砂巖泥巖巖層時稱為砂質(zhì)泥巖段；受構(gòu)造影響或煤系地層自然發(fā)育頂板較破碎但仍具備采取錨桿類施工時稱為頂板破碎段。以上各段錨桿類支護參數(shù)及形式見表5.2.1。5.1.3礦壓觀測儀器13318工作面上順槽的礦壓觀測儀器主要有測試巷道表面收斂的專用短錨桿、多點位移計、錨索測力計、測桿等儀器，如圖5.3.1所示，所耗材料見表5.3.1。其中除鉆孔窺視儀為大型非一次性消耗性儀器外，其余儀器均為一次消耗性物品。（a）多點位移計（b）鉆孔窺視儀（c）錨桿索測力計圖5.1.2 常用礦壓測試儀器表5.1.2 13318E工作面上順槽礦壓測試儀器消耗表序號儀器名稱規(guī)格尺寸數(shù)量備注1短錨桿20800mm16套4個斷面2螺母M2216套焊制帶鉤3多點位移計KDW-24套12m、6m多基點4鉆孔應(yīng)力計振玹式14套量測平面應(yīng)力5塔尺5m1套量測巷道高度6卷尺8m1套量測巷道寬度7測繩80m1卷布置測點5.2測站布置5.2.1巷道表面收斂規(guī)律巷道表面收斂規(guī)律的測站布置如圖5.2.1所示。（a）表面收斂測點布置立面圖（b）表面收斂測點布置平面圖圖5.2.1 13318E工作面沿空掘巷軌道順槽表面收斂測點布置圖5.2.2巷道深部圍巖活動規(guī)律。巷道深部圍巖活動規(guī)律的監(jiān)測主要采用多點位移計，其布置如圖5.2.2所示。5.2.3煤層平面內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律。煤層平面內(nèi)的應(yīng)力分布觀測主要采鉆孔應(yīng)力計，其平面布置如圖5.2.3所示。圖5.2.2 多點位移計布置示意圖（a）煤層平面內(nèi)鉆孔應(yīng)力計布置立面圖（b）煤層平面內(nèi)鉆孔應(yīng)力計布置平面圖圖5.2.3 煤層平面內(nèi)鉆孔應(yīng)力計布置示意圖圖5.2.4 測站平面布置圖整體效果5.3現(xiàn)場實測結(jié)果及分析5.3.1巷道兩幫位移規(guī)律在上順槽內(nèi)布置4個測點，測點的位移量利用“十字”斷面法量測，各個測點的兩幫位移量、高幫位移量、低幫位移量分別如圖5.3.1的a、b、c、d所示。由圖5.3.1可以得到以下的規(guī)律：1）1#測點自距離工作面70 m到工作面推到測點5 m時，高幫變形量最大在447 mm，高幫變形量最大為650 mm，兩幫變形量為1097 mm，變形量均呈上升的趨勢。低幫變形量大于高幫，低幫變形量是兩幫變形量的60%。2）2#測點自距離工作面79 m到工作面推到測點4.5m時，高幫變形量最大在513mm，高幫變形量最大為583 mm，兩幫變形量為1096 mm，變形量均呈上升的趨勢，低幫與高幫的變形量相差不大。3）3#測點自距離工作面89 m到工作面推到測點5.5m時，高幫變形量最大在582 mm，高幫變形量最大為605 mm，兩幫變形量為1187 mm，變形量也均呈上升的趨勢，低幫與高幫的變形量相差不大。4）4#測點自距離工作面99 m到工作面推到測點7.5 m時，高幫變形量最大在403 mm，高幫變形量最大為567 mm，兩幫變形量為969 mm，變形量也均呈上升的趨勢，其中工作面距離測點30m后曲線斜率上升比較快，說明變化速度較大。低幫變形量是高幫變形量的1.41倍，低幫變形量占到兩幫變形的58.6%。5）4個測點低幫變形量均大于高幫變形量，但兩者變形量差值不大，其中1#、4#測點低幫變形量是高幫的1.25倍左右，2#、3#測點兩者基本一致。利用插值、平均值方法把4個測點的變形量歸于一個測點上，得到的曲線如圖5.3.2所示。由圖可以得到：兩幫變形量為1189 mm，高幫變形量522 mm，低幫變形量627 mm，低幫變形量大于高幫，是高幫變形量的1.27倍。高幫、低幫、兩幫變形量均呈現(xiàn)曲線上升的趨勢，說明在超前采動應(yīng)力下，巷道圍巖變形量逐漸增大。（a）1#測點兩幫位移量規(guī)律（b）2#測點兩幫位移量規(guī)律（c）3#測點兩幫位移量規(guī)律（d）4#測點兩幫位移量規(guī)律圖5.3.1 各個測點兩幫位移量規(guī)律圖5.3.2 規(guī)整后兩幫位移量規(guī)律5.3.2巷道頂?shù)装逦灰屏垦莼?guī)律4個測點的頂?shù)孜灰屏?、頂板位移量、底板位移量分別如圖5.3.3的a、b、c、d所示。由圖5.3.3可以得到以下的規(guī)律：1）1#測點自距離工作面70 m到工作面推到離測點5 m時，頂板變形量最大在141 mm，底板變形量最大為661 mm，頂?shù)鬃冃瘟繛?02 mm，變形量均呈上升的趨勢。底板變形量是頂板變形的4.67倍，底臌量占到頂?shù)鬃冃瘟康?2.4。2）2#測點自距離工作面79 m到工作面推到離測點4.5 m時，頂板變形量最大在252 mm，底板變形量最大為866 mm，頂?shù)鬃冃瘟繛?118 mm，變形量均呈上升的趨勢。底板變形量是頂板變形的3.44倍，底臌量占到頂?shù)鬃冃瘟康?7.5。3）3#測點自距離工作面89 m到工作面推到離測點5.5 m時，頂板變形量最大在213 mm，底板變形量最大為921 mm，頂?shù)鬃冃瘟繛?134 mm，變形量也均呈上升的趨勢。底板變形量是頂板變形的4.32倍，底臌量占到頂?shù)鬃冃瘟康?1.2。4）4#測點自距離工作面99 m到工作面推到離測點7.5m時，頂板變形量最大在146 mm，底板變形量最大為741 mm，頂?shù)鬃冃瘟繛?87 mm，底板變形量是頂板變形的5.07倍，底臌量占到頂?shù)鬃冃瘟康?3.5。變形量也均呈上升的趨勢，其中工作面距離測點40 m后曲線斜率上升比較快，說明變化速度較大。5）4個測點底板變形量均大于頂板變形量，其中1#、4#測點底板變形量分別是頂板的4.67倍和5.07倍，2#、3#測點分別是3.44倍和4.32倍。（a）1#測點頂?shù)孜灰屏恳?guī)律（b）2#測點頂?shù)孜灰屏恳?guī)律（c）3#測點頂?shù)孜灰屏恳?guī)律（d）4#測點頂?shù)孜灰屏恳?guī)律圖5.3.3 各個測點兩幫位移量規(guī)律同樣地，利用數(shù)學的插值、平均值方法把4個測點的變形量歸于一個測點上，得到的曲線如圖5.3.4所示。由圖可以得到：頂板變形量為212.1 mm，底板變形量900.2 mm，頂?shù)鬃冃瘟?112.3 mm。底板變形量大于頂板，前者是后者的4.24倍，底臌量占到頂?shù)鬃冃瘟康?0.9%。頂板距離工作面10040 m階段速度基本相同，自40 m開始有所增大，但漲幅不大；底板10040 m漲幅不大，40 m開始漲幅開始大增；因為底臌量占到頂?shù)鬃冃蔚?0.9%，頂?shù)椎淖冃吻闆r與底板基本相同。圖5.3.4 規(guī)整后頂?shù)孜灰屏恳?guī)律5.3.3巷道低幫深部位移規(guī)律在巷道低幫布置2個鉆孔安裝多點位移計，一個鉆孔內(nèi)布置6個基點，分別是1 m基點、2 m基點、3 m基點、4 m基點、5 m基點、6 m基點，另一個鉆孔內(nèi)布置6個基點，分別是2 m基點、4 m基點、6 m基點、8 m基點、10 m基點、11 m基點。假設(shè)最深基點（11 m基點）位移量為零，其他的淺部基點與該基點作相對位移分析，并利用數(shù)學上的插值法、平均法把兩個鉆孔多點位移計得到的數(shù)據(jù)進行處理，得到的位移量和位移速度的曲線分別如圖5.3.5和5.3.6所示。由圖5.3.5，可以得到如下的變形規(guī)律：1）理論上淺部基點的位移量應(yīng)該大于深部基點，從圖可以看出，1 m基點的變形量最大，達到371.51 mm，2 m基點達到117.01 mm，3m基點達到118.41 mm，4 m基點達到171.26 mm，5m基點變形量為114.53 mm，6 m基點變形量是42.01 mm，9 m基點變形量為70.8 mm，基本上符合理論上的結(jié)論。2）1 m基點與其他基點相比，變形量要大的多，這說明巷道圍巖淺部的變形量要比深部變形相對大的多。而2 m以深的各個基點變形量都比較協(xié)調(diào)，說明這些范圍內(nèi)的煤體只是整體在往巷道自由面的運移，沒有出現(xiàn)哪段區(qū)域（基點間）的突出變形或離層現(xiàn)象。3）6 m的基點變形量較小，最大量小于50 mm，說明煤壁深部6 m以后，變形量開始減小，相應(yīng)地，在6 m以淺，變形量占到巷道低幫變形量的絕大數(shù)。4）在75 m40 m階段內(nèi)，各個基點的變形量都比較小，自40 m以后，變形量開始比較大地增大。圖5.3.5 低幫多點位移量由圖5.3.6，可以得到如下的變形規(guī)律：1）各個基點整體變形速度都呈變大的趨勢，其中基點1 m的變化速度最大，2 m、3 m、4 m、5 m次之，6 m、9 m較小。1 m基點變形速度與其他各基點相比大的多，而其余各基點變形速度比較協(xié)調(diào)，這說明1 m以內(nèi)的淺部變形很大，2 m以深的煤體整體在向自由面移動。沒出現(xiàn)明顯的離層或突出變化段（基點之間）。圖5.3.6 低幫多點位移速度變化規(guī)律2）超前工作面距離在7545 m階段，變化速度均不大，自45 m后，變化速度隨超前距離的減少增大較大，尤以1 m基點速度變化為最大。3）6m基點變化速度基本不變，可以得到在6 m以深的煤體基本不受采動影響。5.3.4巷道高幫深部位移規(guī)律由圖5.3.7，可以得到如下的變形規(guī)律：1）1 m基點變形量達到354 mm，2m基點達到302 mm，3 m基點達到243 mm，4m基點達到199 mm，5m基點變形量為144 mm。淺部的變形量大于深部的變形。2）各個基點變形量都比較協(xié)調(diào)，說明各個基點之間沒有出現(xiàn)較明顯的離層或突出變形。3）在7040 m階段內(nèi)，各個基點的變形量都比較小，自40 m以后，變形量開始比較大地增大。圖5.3.7 高幫多點位移量圖5.3.8 高幫多點位移速度變化規(guī)律由圖5.3.8，可以得到如下的變形規(guī)律：1）各個基點整體變形速度都呈變大的趨勢，變形速度比較協(xié)調(diào)，沒有突出的增大曲線，說明煤體沒有出現(xiàn)突出的離層變形情況。 2）超前工作面距離在7040 m階段，變化速度均不大，自40 m后，變化速度隨超前距離的減少增大較大。 5.3.5巷道高幫應(yīng)力分布規(guī)律在上順槽高幫煤壁布置6個液壓式鉆孔應(yīng)力計，各個鉆孔的深度分別是1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m，連續(xù)觀測鉆孔應(yīng)力的變化直到工作面推過該測站為止，得到的高幫鉆孔應(yīng)力曲線如圖5.3.9所示，由該圖得到如下的變化規(guī)律：1）在超前工作面8040 m階段內(nèi)鉆孔應(yīng)力值均不大，其中最大的在2MPa左右，40 m后，隨工作面的推近，應(yīng)力值呈增大趨勢。3 m、5 m的應(yīng)力變化值較大，3m最大值為4.13 MPa，1m變化值最小，最大值只有1.73 MPa。2）圖b中，3 m深度鉆孔應(yīng)力值最大，兩頭（1 m和6 m）鉆孔應(yīng)力值相比較小，但呈不對稱的分布，其中1 m鉆孔應(yīng)力值較小，這說明高幫煤壁淺部的煤體破碎，應(yīng)力值比較低。3 m的鉆孔應(yīng)力值最大，說明在7 m煤柱的中部煤體破碎程度不高，應(yīng)力值相對較大。利用matlab 7.0處理軟件三維演化鉆孔應(yīng)力值的分布情況，如圖5.3.10。（a）不同深度的應(yīng)力與超前距離的關(guān)系（b）不同超前距離的應(yīng)力變化規(guī)律圖5.3.9 高幫應(yīng)力值變化規(guī)律圖5.3.10 高幫鉆孔應(yīng)力變化規(guī)律三維圖（matlab 7.0）5.3.6巷道低幫應(yīng)力分布規(guī)律在上順槽低幫煤壁布置8個液壓式鉆孔應(yīng)力計，各個鉆孔的深度分別是2 m、4 m、6 m、8 m、10 m、12 m，14 m，15 m。連續(xù)觀測鉆孔應(yīng)力的變化直到工作面推過該測站為止，得到的低幫鉆孔應(yīng)力曲線如圖5.3.11所示，由該圖得到如下的變化規(guī)律：1）在超前工作面9060 m階段內(nèi)鉆孔應(yīng)力值均不大，其中最大的在2.5 MPa左右，60 m后，隨工作面的推近，應(yīng)力值呈增大趨勢。特別是8 m鉆孔的應(yīng)力變化值較大，最大值達到20 MPa。2）圖b中，8 m深度鉆孔應(yīng)力值最大，兩邊（淺部和更深部）鉆孔應(yīng)力值相比較小，其中2 m、4 m、6 m鉆孔應(yīng)力值較小，這說明高幫煤壁淺部的煤體相對破碎，應(yīng)力值比較低。特別是2m鉆孔應(yīng)力在距離工作面10 m后應(yīng)力值有所降低，更進一步說明淺部煤體在采動影響下破碎，從而造成應(yīng)力值降低