大采高回采巷道围岩控制技术研究.pdf

太原理工大学 博士学位论文 大采高回采巷道围岩控制技术研究 姓名张绪言 申请学位级别博士 专业岩土工程 指导教师康立勋;冯国瑞 20100401 太原理工大学博士研究生学位论文 III 大采高回采巷道围岩控制技术研究 摘 要 大采高回采巷道由于矿压显现剧烈、应力集中系数大、煤体强度低， 巷道两帮及顶底板移近量大，变形严重，影响了大采高工作面工作效率的 发挥，因而有必要对大采高回采巷道的控制技术进行研究。 本文以大采高回采巷道为主要研究对象，采用现场实测、理论分析、 数值模拟等方法，对大采高工作面回采巷道的顶板结构破断规律及矿压显 现规律，合理煤柱尺寸问题，两帮变形特征、影响因素，帮锚杆作用机理， 底臌形式、机理及控制途径进行了研究，在此基础上对大采高回采巷道的 支护技术进行了探索性研究。主要结论如下 （1） 通过现场实测揭示了大采高回采巷道围岩变形的基本特征和规律。 （2）构建了大采高回采巷道上覆岩层的结构模型，并分析了其受力状 态变化情况，在此基础上分析了回采巷道上覆岩层的破断规律，给出了基 本顶回转岩块的基本参数，以及回转对回采巷道煤柱作用力的计算公式。 （3）对动载作用下煤柱的应力状态进行分析，在此基础上给出了基本 顶回转作用下采空区侧煤柱塑性区的宽度计算公式， 弹性区宽度计算公式， 改进了原有的煤柱尺寸计算公式。 （4）在现场实测的基础上，结合理论分析研究了大采高回采巷道两帮 的变形特点、影响因素，分析了帮锚杆（索）的作用机理，给出了通过增 加锚杆（索）长度，增强锚固力，加强顶角、底角支护，采用高延伸率、 让压锚杆（索）钢带铁丝网联合支护的方式控制大采高回采巷道两帮变 形的途径。 （5）分析了大采高回采巷道底臌的形式及机理，运用数值模拟的方法 研究了底臌影响因素，结合回采巷道特点提出适宜的底臌治理方法。 太原理工大学博士研究生学位论文 IV （6）在上述研究的基础上，给出了大采高回采巷道的支护原则，并结 合赵庄煤矿 32053 巷道现有支护条件下变形特点及锚杆（索）受力情况， 对赵庄煤矿大采高回采巷道现有支护方式进行了改进。 综上所述，本文在理论分析和数值模拟的基础上，结合工程实践，修 正了大采高回采巷道支护存在的误区，并给出了相应的改进措施，对支护 理论的发展及大采高回采巷道支护设计具有一定的借鉴意义，部分研究成 果得到现场实践的证实。 关键词大采高，回采巷道，顶板结构，塑性区，底臌，支护技术 太原理工大学博士研究生学位论文 V RESEARCH ON SURROUNDING ROCK CONTROL TECHNIQUES OF MINING ROADWAYS IN HIGH MINING LONGWALL FACE ABSTRACT The characters of the mining roadways under Large mining height on mining pressure severe appearance，large stress concentration coefficient, low strength and large amount of deation Which restricts the rtion of the efficiency of large mining height. It is necessary of the researches on around rock control techniques of roadways under large mining height. It adopts the mining roadway under large mining height as the main object of study in this paper. Which are researched on the rupture rule of the roof structure, mine pressure behavior, the reasonable size of coal pillar, the deation features and influencing factors of the wall, action mechanism of bolt in the wall, the and mechanism and control of floor heave by using of the field measurement, theoretical analysis, numerical simulation and other s. On this basis, researches on the supporting technologies of mining roadways under large mining height are studied. The main conclusions are as follows. 1 Which reveals the deation characteristics and laws of mining roadway surrounding rock under large mining height through field measurement s. 2 Which analyze the rupture rule of the roof structure, give the base parameters of rotary rock block and the calculation ula of the force on the 太原理工大学博士研究生学位论文 VI mining roadway pillar by constructing the structure model of overlying strata in mining roadway under large mining height and analyzing forced state of overlying strata. 3 On this basis of analyzing the stress state coal pillar under dynamic load, the calculation ulas about the width of plastic zone on the pillar close to Goaf under the action of rotary rock block and the calculation ulas about the size of elastic area on the pillar are given.Then the reasonable size of coal pillar calculation ulas are established. 4 Using theoretical analysis and field measurement, which analyze the deation characteristics of two sides roadway and the action mechanism of bolt cable in the wall. It gives the control ways about the deation of two sides roadway under large mining height by increasing length of bolt cable, strengthening the support in the apex angle and base angle, enhancing the anchoring force and using combined support about high-elongation bolt cable steel strip wire fence. 5 Which gives the of floor heave control by analyzing the and mechanism of floor heave, researching the influence factors of floor heave through numerical simulation and combining with the characteristics of mining roadway. 6 On the basis of above, combined the deation characteristics and situation about bolt cable force measure in 32053 roadway of Zhao Zhuang Coal Mine, it improves the existing supporting ways about roadway retained under large mining height in Zhao Zhuang Coal Mine In summary, which amend the misunderstanding about the support way in mining roadway under large mining height and give the corresponding improvement measures on the babis of theory anaysis and numerical simulation and combination of project practice in this paper. It is useful of the development on the supporting theory and support design in work field. Some research is approved in the practice. 太原理工大学博士研究生学位论文 VII Keywords large mining height, mining roadway, roof structure, plastic zone, floor heave, support technology 太原理工大学博士研究生学位论文 1 第一章 绪 论 1.1 选题的目的和意义 目前，在我国一次性能源消费结构中，煤炭占 75以上。煤炭不仅是我国的基本燃 料，又是重要的工业原料，电力、钢铁、石油加工、水泥、化学原料五大行业都离不开 煤炭， 因此， 煤炭工业的发展直接关系到国计民生， 为使我国能源战略持续稳定的发展， 必须稳步高效地发展煤炭工业。 随着市场经济的发展，煤炭工业日趋向大型化、集中化、高产高效方向发展，建设 高产高效矿井，提高企业经济效益已成为煤矿企业的基本经营理念，尤其是市场经济的 激励机制极大地促进了采煤技术与装备水平的快速发展。 大采高综采是指开采厚度在 3.5m 以上的厚煤层综合机械化整层开采方法，工作面 使用大功率双滚筒采煤机和重型刮板运输机割、运煤，用大吨位液压支架（支架工作阻 力、单架支护面积和支架支撑高度大）控制顶板，一次采全高的综采技术。具有自动化 程度高、技术先进、性能可靠、装机功率大、生产效率高、回采率高等特点。 对于煤层倾角小于 30的厚煤层开采，大采高综采与放顶煤采煤法相比，具有煤炭 资源回采率高；煤炭含矸率低；回采工作面煤尘、煤的自然发火和瓦斯涌出安全性好等 优点。对于 3～4m 不适宜放顶煤开采的厚煤层，大采高具有工效高、成本低等优点。 大采高综采与分层开采相比，具有下列优点工作面生产能力大，有利于合理集中 生产；回采工效和煤炭资源回收率高、巷道掘进率和维护量低；回采工艺和巷道布置简 化，综采设备搬家次数少，搬家费用省，增加生产时间；节省材料（人工假顶材料等） 和回采成本低等。 由于大采高工作面具有生产能力大、回采率高、安全条件和经济效益好等特点，使 之逐渐成为目前国内外厚煤层开采技术的首选采煤工艺。但是，经过矿山实践和许多专 家、学者多年的现场观测及理论研究发现大采高综采与一般综采（采高时，煤柱两侧支承压力不叠加，煤柱中部的 太原理工大学博士研究生学位论文 47 应力叠加较其两侧低， 煤柱中部出现较大的弹性核， 煤柱上的应力呈不对称马鞍型分布， 如图 3-1a所示；随着煤柱宽度的减小，当 100 llLl γH 采空区 留巷 K1γH K2γH ⅠⅡⅢⅡⅠ （b） 100 llLl 图 3-1 稳定煤柱的弹塑性区及应力分布 Ⅰ-破裂区 Ⅱ-塑性区 Ⅲ-应力升高的弹性区（弹性核） Fig.3-1 Plastic- elasticity area and stress distributing of coal pillar 3.1.3 工作面回采对煤柱应力状态的影响 如本文2.1.2节所述，受工作面回采影响回采巷道顶板大结构存在三种状态，由于 太原理工大学博士研究生学位论文 48 顶板大结构对煤柱的应力状态起着决定性的作用， 因此根据受工作面回采影响不同护巷 煤柱应力状态也可分为三种状态如图3-2所示即 1未受采动影响状态，未受采动影响前，回采巷道顶板大结构几乎没有变化，仍 处于原岩应力状态，仅是巷道周围因受掘进影响产生应力集中，煤柱仅受掘进引起的支 承压力影响，应力集中系数小，影响范围小，煤柱容易稳定如图3-2a所示。 2一侧采空状态，即巷道一侧为煤体，另一侧为已稳定的采空区的状态如图3-2b 所示。这种状态下巷道一侧已采空，采空侧煤柱一边受采空区侧向支承压力影响，一边 受掘进巷道支承压力影响；而实体煤侧煤柱仅受掘进巷道支承压力影响，由于采空区引 起的支承压力较大，应力集中系数高，影响范围大，受采动影响煤柱破碎区、塑性区范 围增大，弹性区范围减小，导致巷道变形严重、维护困难，并影响煤柱稳定性。 3两侧采空状态，即回采巷道两侧均为采空区，如图3-2c所示，此种状态下，由 于巷道两侧顶板大结构都发生了变化， 巷道两侧煤柱均受采空区侧支承压力及巷道掘进 支承压力影响，变形更大，维护更加困难。 ⅠⅡⅢ K2γH γH K2γH ⅡⅠ回采巷道 回采巷道 ⅠⅡ K2γH γH 留巷 K2γH ⅢⅡⅠ （a）未受采动影响时应力分布状态 γH 采空区 留巷 K1γH K2γH ⅠⅡⅢⅡⅠⅠⅡⅢ K2γH 回采巷道 γH K2γH ⅡⅠ （b）一侧受采动影响时应力分布状态 太原理工大学博士研究生学位论文 49 ⅠⅡⅢⅡⅠ K2γH K1γH 采空区 γHγH 采空区 留巷 K1γH K2γH ⅠⅡⅢⅡⅠ （c）两侧受采动影响时应力分布状态 图 3-2 不同时期护巷煤柱应力分布状态 Ⅰ-破裂区 Ⅱ-塑性区 Ⅲ-应力升高的弹性区（弹性核） Fig3-2 Stress distribution of coal pillar in differ time 综上所述，回采巷道煤柱应力状态是处在一种动态变化之中，随着工作面的推进， 煤柱上的应力分布也不同，煤柱各应力状态区的大小也不同。 3.2 合理护巷煤柱宽度的确定 从以上分析可以看出煤柱中应力的分布分为三个区， 因此可以通过确定各个分区的 宽度来确定煤柱的合理宽度即通过对塑性区、弹性区尺寸的确定来确定不同种类巷道 所需的煤柱宽度。即合理煤柱宽度可以由以下公式计算得出 对于一侧采空的护巷煤柱合理宽度 LRxB 0 （3-1） 式中 x0靠采空区一侧塑性区宽度； R靠巷道一侧塑性区宽度； L弹性区宽度。 3.2.1 采空区侧塑性区宽度的确定 由于回采巷道煤柱应力分布具有动态变化 特征，因此在煤柱塑性区确定上应采用最大化 原则，合理的塑性区宽度是应该取最大的塑性 区宽度， 即煤柱受力最大状态下的塑性区宽度。 对于煤柱塑性区的确定，前人均只考虑了煤柱 图 3-3 煤柱弹塑性区应力的分布 Fig3-3 Stress distribution of coal pillar in Plastic- elasticity area 太原理工大学博士研究生学位论文 50 受侧向支承压力Hkγ 1 的影响，而对于受动载影响煤柱而言，采空区侧煤柱上最大集中 应力应为工作面前方及侧向支承压力叠加后的应力，约 2 倍的Hkγ 1 ，同时还应该考虑 关键块 B 回转对煤柱产生的作用力。 本结在前人的基础上结合受采动影响时煤柱最大集 中应力及老顶回转应力对煤柱塑性区计算公式进行了改进. 对于长壁回采工作面，残留区段煤柱为长条型，煤柱长度远大于其宽度，则单位宽 度内煤柱的受力状态可简化为平面应变问题进行分析。因此，建立的煤柱弹塑性区应力 计算模型如图 3-3 所示 [59]。 在煤柱的极限平衡区内取一宽度为dx的单元体，促使单元体向采空区方向压出的 是水平挤应力，而阻止单元体挤出的是内聚力及煤柱与顶底板接触面之间的摩擦力，故 单元体处于平衡状态的方程式为 0dx2−dx dx d MMfC x xxy σ σσσ 即 0M22−dx dx d fC x y σ σ （3-2） 式中，C煤体的内聚力，MPa； M煤层开采厚度，m； f煤层与顶底板接触面的摩擦系数； y σ塑性区的垂直应力； x σ塑性区的水平应力。 极限平衡条件为 ϕ ϕ ϕσ ϕσ sin1 sin1 cot cot x y − ⋅ ⋅ C C （3-3） 式中，ϕ煤体的内摩擦角，令 ϕ ϕ ξ sin1 sin1 − 将式（3-3）代入式（3-2）得 太原理工大学博士研究生学位论文 51 M C M f dx d y yξ σ ξ σ 22 − （3-4） 在煤柱边缘0x处，应力边界条件为 1 0 f x x σ f1 关键块回转产生的水平载荷 解微分方程得 ϕϕξσ ξ cotecot 2 ⋅−⋅CC x M f y （3-5） 设煤柱的一侧塑性区宽度为 0 x，则在塑性区与弹性区交界面 0 xx处，应力边界条 件为 20 0 fHk xx y γσ （3-6） 式中， 0 k叠加后的应力集中系数； γ煤层上覆岩层平均容重，kN/m 3； H煤层埋藏深度，m； f2关键块回转产生的垂直载荷。 将式（3-6）代入式（3-5）得采空区侧塑性区宽度 0 x为 cot cot ln 2 1 20 0 ϕξ ϕγ ξ⋅⋅ ⋅ ⋅ ⋅ Cf CfHk f M x （3-7） 3.2.2 巷道侧塑性区宽度的确定 对于圆形巷道应用弹塑性极限平衡理论分析可得圆形巷道塑性区半径计算公式 [60] 如下 式中Po支承压力，一般为 2-3 倍的垂直应力; Ro巷道外接圆半径, c煤体的粘聚力; 83] sin1 [ sin2 sin1 0 0 − − − φ φ φ φφ ctgc ctgcp RRp 太原理工大学博士研究生学位论文 52 φ煤体的内摩擦角; Rp巷道塑性区半径 对于非圆形巷道目前仍不能从理论上解决其塑性区形状及大小问题， 对于非圆形巷 道塑性区大小问题，一般采用将其视半径为外接圆半径的圆形巷道进行计算，求的塑性 区半径后再乘以修正系数，得到非圆形巷道的塑性区范围。 对于矩形巷道文献60给出了相应的修正系数如表 3-1 所示 表 3-1 矩形巷道塑性区厚度修正系数η Table 3-1 correction coefficient of plastic area width inrectangular tunnel 宽高比 B/H 0.75～1.5 〈0.75 〉1.5 修正系数η 1.4 1.6 1.6 由公式 3-8 可得巷道塑性区宽度 {}1] sin1 [R sin2 sin1 0 0 − − − φ φ φ φφ η ctgc ctgcp R （3-9） 式中 Po支承压力，一般为 2-3 倍的垂直应力; Ro巷道外接圆半径, c煤体的粘聚力; φ煤体的内摩擦角; η修正系数。 3.2.3 弹性区宽度的确定 煤柱弹性区的大小及稳定性关系到整个煤柱的稳定性，进而关系到巷道的稳定性， 因此合理煤柱宽度的关键应该是确定煤柱合理的弹性区宽度。 而关于合理煤柱弹性区宽 度的确定，我国学者多根据经验认为煤柱弹性区域的宽度应大于 12 倍的煤柱高度， 该方法即没有考虑煤柱上覆岩层的载荷作用，也没有考虑煤柱的强度，具有较大的不确 定性。由于煤柱的弹性区是煤柱上覆岩层载荷的作用体，弹性区大小及稳定性是受上覆 岩层载荷作用的结果，因此关于弹性区宽度可以根据煤柱载荷及煤柱强度进行计算。 1）煤柱弹性区载荷估算 对于长壁工作面开采而言，随着工作面的推进，采空区基本顶不断垮落，垮落后冒 落矸石被逐渐压实，使得上部未冒落岩石在不同程度上重新得到支撑，基本顶岩层重新 达成新的平衡结构，此时在采空区工作面前方煤壁及两侧煤柱上形成稳定的支承压力 太原理工大学博士研究生学位论文 53 带，采空区四周应力分布如图 3-6 所示 [61]。在采空区一侧护巷煤柱上形成如图 3-1 所示 的应力分布图。 图 3-6 长壁工作面采场周围支承压力分布示意图 Fig.3-6 Abutment pressure distribution around longwall face 由于煤柱弹性区为煤柱的主要承载部分，为便于对煤柱弹性区载荷进行估算，对煤 柱应力分布进行简化，即假设采空区侧叠加支承压力峰值 K0γH 到巷道侧支承压力峰值 K2γH（即弹性区域）的变化按照线性规律分别递增和递减，简化后应力分布如图 3-7 所示 γH 空区 留巷 K2γH ⅠⅡⅢⅡⅠ K0γH 图 3-7 煤柱载荷计算简图 Fig 3-7 calculating chart of Pillar load diagrammatic 则煤柱弹性区载荷Q为 2 20 lHkHk Q γγ （3-10） 进一步整理得均布载荷为 太原理工大学博士研究生学位论文 54 2 ][ 20 Hkk q γ⋅ （3-11） 2）弹性区临界宽度确定 由于煤柱弹性区的宽度和高度远小于煤柱长度， 因此可将煤柱弹性区稳定问题简化 为如图 3-8 所示的平面应变问题 [62、63]。 σ2 σ1 图 3-8 弹性区煤柱受力图 Fig 3-8 calculating chart of elastic area width 图中 q 为煤柱弹性区均布载荷即（K0K2）γH/2,σx1为采空区侧极限平衡区与弹性 区间的水平应力，σx2为巷道侧极限平衡区与弹性区间的水平应力。 其中采空区侧极限平衡区与弹性区间的水平应力σ＇x1可由σy K0γH 式（3-3）中 求得 ϕ ϕ γ ϕ ϕ σ sin1 cos2 sin1 sin1 01 − − ′ c HK x （3-12） 考虑到关键块 B 的回转对煤柱的作用力 101 sin1 cos2 sin1 sin1 f c HK x − − ϕ ϕ γ ϕ ϕ σ （3-13） 同理巷道侧极限平衡区与弹性区间的水平应力σx2为 ϕ ϕ γ ϕ ϕ σ sin1 cos2 sin1 sin1 22 − − c HK x （3-14） 根据图 3-8 所示模型建立应力函数,yxφ，对该函数二阶求导则有 q x y − ∂ ∂ σ ϕ 2 2 （3-15） 太原理工大学博士研究生学位论文 55 对式（3-15）积分可得 2 , 2 yxyx q yxδψφ− （3-16） yψ、yδ为 y 的应力函数 将式（3-15）带入双调和方程02 4 4 22 4 4 4 ∂ ∂ ∂∂ ∂ ∂ ∂ yyxx ϕϕϕ 可得 0 4 4 4 4 ∂ ∂ ∂ ∂ yy x δψ （3-17） 假设yψ、yδ均为 y 的三次多项式 DCyByAyy 23 ψ （3-18） HGyFyEyy 23 δ （3-19） 将式（3-18） 、 （3-19）代入（3-17）满足调和方程，代入（3-16）得 2 , 23232 HGyFyEyxDCyByAyx q yx−φ （3-20） 对式（3-20）二阶求导可得 FEyBAyx y x 2626 2 2 ∂ ∂ ϕ σ q x y − ∂ ∂ 2 2ϕ σ 23 2 2 CByAy yx xy − ∂∂ ∂ − ϕ τ （3-21） 根据问题性质及对称性有AEC0， 当 x0 时有 101 sin1 cos2 sin1 sin1 f c HK xx − − −− ϕ ϕ γ ϕ ϕ σσ， 当 xL 时，有 ϕ ϕ γ ϕ ϕ σσ sin1 cos2 sin1 sin1 22 − −− c HK xx 代入式（3-20）可求得 太原理工大学博士研究生学位论文 56 F2/ 1x σ− B L xx 2 21 σσ− 式（3-20）可写为 1 21 2 2 x xx x x Ly σ σσϕ σ− − ∂ ∂ q x y − ∂ ∂ 2 2ϕ σ y Lyx xx xy 21 2 σσϕ τ − − ∂∂ ∂ − （3-21） 根据所求出的 x σ 、 y σ 、 xy τ 可求出弹性区内任一点的主应力 2 2 1 22 xy yxyx τ σσσσ σ        − 2 2 3 22 xy yxyx τ σσσσ σ        − − 3-22 根据库伦准则建立破坏条件有 ϕ ϕ σ ϕ ϕ σ sin1 cos2 sin1 sin1 31 − − c （3-23） 将式（3-22）及 x0，yM/2 处的 x σ 、 y σ 、 xy τ 代入式（3-23）整理可得煤柱弹性 区宽度 L 为 []2 1 2 1 21 cos2sinqcq M L xx xx −−− − σϕϕσ σσ （3-24） 其中 101 sin1 cos2 sin1 sin1 f c HK x − − ϕ ϕ γ ϕ ϕ σ ϕ ϕ γ ϕ ϕ σ sin1 cos2 sin1 sin1 22 − − c HK x q（K0K2）γH/2 式中c煤体的粘聚力； 太原理工大学博士研究生学位论文 57 φ煤体的内摩擦角； M煤柱高度； α关键块 B 回转角。 3.2.4 合理煤柱宽度影响因素 通过以上分析可知，合理煤柱宽度应为LRxB 0 ，分别由式（3-7） ， （3-9） ， （3-24）三式确定，影响煤柱宽度 0 x的独立因素有采空区侧叠加支承压力Hkγ 0 ；巷 道侧支承压力K2γH；煤层开采厚度M；煤体的内聚力C和内摩擦角ϕ；煤层与顶底板接 触面的摩擦系数f；巷道外接圆半径 R0。 （1）采空区侧叠加支承压力Hkγ 0 的影响 采空区侧支承压力Hkγ 0 通过影响采空区侧塑性区宽度及弹性区宽度影响合理煤柱 宽度，Hkγ 0 越大采空区侧塑性区宽度越大，合理弹性区宽度越大，合理煤柱尺寸也越 大。 （2）巷道侧支承压力Hkγ 2 的影响 巷道侧支承压力Hkγ 2 主要是通过影响合理弹性区宽度，影响合理煤柱尺寸，Hkγ 2 越大，弹性区尺寸越小，合理煤柱尺寸也越小。 （3）内摩擦角ϕ和内聚力C的影响 在其它因素一定的情况下，煤柱宽度 B 随着煤体的内摩擦角ϕ和内聚力C的降低， 而增长。ϕ、C愈小，即煤柱强度愈弱，煤柱尺寸越大；反之，ϕ、C愈大，即煤柱强 度较大时，煤柱尺寸越小。 （4）煤层开采厚度的影响 煤柱宽度与煤层厚度成正比关系，煤层越厚，煤柱宽度越大。 （5）顶底板接触面的摩擦系数 f 的影响 煤柱宽度与顶底板接触面的摩擦系数成反比关系，摩擦系数越大，煤柱宽度按比例 减小。 （6）巷道外接圆半径 太原理工大学博士研究生学位论文 58 巷道外接圆半径越大，巷道侧塑性区越大，煤柱宽度越大。 3.3 小结 本章首先分析了回采巷道煤柱的应力状态， 分析了不同煤柱宽度下和受采动影响时 煤柱的受力状态，在此基础上分别给出了受采动影响作用下采空区侧塑性区，弹性核和 巷道侧塑性区的宽度计算公式，进而得出了合理煤柱宽度的理论计算公式。主要结论如 下 （1）回采巷道煤柱可分为破碎区、塑性区、弹性区三个部分，随着煤柱宽度及采 动影响情况不同，巷道煤柱应力分布状态也不相同； （2）合理煤柱尺寸确定可由塑性区宽度和弹性区宽度来确定，通过极限平衡法给 出了动载影响条件下煤柱采空区侧塑性区宽度的计算方法 ϕ ϕγ ξcot cot ln 2 1 20 0 ⋅⋅ ⋅ ⋅ ⋅ Cf CfHk f M x 巷道塑性区宽度的计算方法 {}1] sin1 [R sin2 sin1 0 0 − − − φ φ φ φφ η ctgc ctgcp R 弹性区宽度的计算方法 []2 1 2 1 21 cos2sinqcq M L xx xx −−− − σϕϕσ σσ （3） 影响煤柱宽度 0 x的主要因素有采空区侧叠加支承压力Hkγ 0 ； 巷道侧支承压力 K2γH；煤层开采厚度M；煤体的内聚力C和内摩擦角ϕ；煤层与顶底板接触面的摩擦 系数f；巷道外接圆半径 R0。 太原理工大学博士研究生学位论文 59 第四章 大采高回采巷道两帮支护技术 大采高回采巷道一般为煤体巷道，由于煤岩强度较低，且受采动影响，使得回采巷 道围岩大多具有大变形特征， 这种大变形特征往往仍具有不可抗拒性， 现有的帮锚杆支 护方式， 仅能够对围岩的变形过程起到一定的减缓及控制作用， 使围岩的变形量产生一 定的程度的减小， 但不能完全阻止这种大变形的产生。 本章对大采高回采巷道两帮的变 形特征及帮锚杆支护机理进行研究。 4.1 大采高回采巷道的两帮鼓出原因及影响因素分析 4.1.1 大采高回采巷道两帮变形特点 受采动影响不同， 巷道所处的应力状态也不同， 大采高回采巷道两帮变形形式也不 同，巷道两帮变形主要有以下几种形式 a、顶角及底角破坏鼓出，如图 4-1a 所示，受采动影响初期，巷道煤帮受支承压力 作用，顶角、底角最先出现应力集中，造成顶角、底角处煤体破坏，鼓出； b、中部及中底部鼓出，在随着采动影响的增大，煤帮受支承压力影响增大，塑性 区范围增大，煤帮鼓出量增大，由于受顶底板约束作用，顶角及底角处鼓出不明显，而 两帮中部鼓出较明显，形成如图 4-1b 所示的中部鼓出形式，假如此时底板鼓出较多则 形成如图 4-1c 所示的中底部鼓出形式； c、整体鼓出，采动影响后期，老顶跨落后，巷道顶板出现整体下沉，底板鼓出量 也增大，此时煤帮整体鼓出，形成如图 4-1d 所示的整体鼓出形式。 4.1.2 大采高回采巷道的两帮鼓出原因 通过本文第二章大采回采巷道矿压实测可以看出大采回采巷道两帮具有变形量大， 帮锚杆受力小的特点。两帮破坏主要表现为两帮煤体向巷道内大量挤入、片帮等现象。 两帮变形主要有两个部分组成，即弹塑性变形和松动变形 [65]。 太原理工大学博士研究生学位论文 60 a、顶角及底角鼓出 b、中部鼓出 C、中底部鼓出 d、整体鼓出 图 4-1 巷道两帮变形形式示意图 Fig 4-1 deation mode of two sides roadway 弹塑性变形是指围岩处于连续状态或围岩中处于连续状态的部分所产生的变形。 弹 塑性分析结果表明，处于连续状态下的岩石，其变形量总是很小的，不足以对巷道断面 形状、面积大小以及围岩的稳定性产生太大的影响，且由于变形量小，故因之而造成的 支架受力也不会很大， 因此， 分析回采巷道围岩稳定性时大都可以忽略围岩的弹塑性变 形。 松动变形即松动区围岩的变形， 是围岩发生破坏进入不连续状态后破碎岩块间发生 相对运动（移动或转动）所导致的宏观变形效应。此阶段的变形量大、变形剧烈，是导 致回采巷道围岩产生大变形特征、 巷道断面减小、 支架载荷增加以及支架损坏现象的最 直接也是最主要的原因，因而也是巷道围岩控制最主要的任务及对象。 对于回采巷道而言引起松动变形的主要原因是 （1）巷道开挖后，煤体由原来的三向应力状态转变为二向应力状态，煤体内原来 储存的能量释放，造成两帮煤体破坏，由于煤体的碎胀性，使得两帮向巷道内鼓出，这 部分变形比较小，经支护后很快稳定； （2）受采动影响巷道两帮支承压力增大，造成两帮松动破坏范围增大，大量煤体 太原理工大学博士研究生学位论文 61 破坏后， 膨胀造成两帮向巷道内大量移近， 部分上部煤体， 在重力作用下沿剪切面滑动， 造成片帮，甚至整体移出。 4.1.3 大采高回采巷道的两帮鼓出影响因素分析 1）巷道宽度对帮臌的影响 巷道两帮臌出是煤柱受巷道支承压力作用产生塑性区， 塑性区内煤体破坏松动膨胀 产生变形，巷道宽度越大，巷道支承压力越大，越容易发生帮臌，图4-2