近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治.pdf
第 2 8卷第 1 0期 2 0 0 9年 1 0月 岩石力学与工程学报 C h i n e s e J o u r n a l o fR o c k Me c h a n i c s a n d E n g i n e e r i n g V_0 1 . 2 8 N0 . 1 O Dc t . , 2 0 0 9 近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治 方新秋 ~,郭敏江 ~, 吕志强 , f I .中国矿业大学 矿业工程学院,江苏 徐州2 2 1 1 1 6 ;2 .中国矿业大学 煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州2 2 1 0 0 8 3 . 开滦 集团1 蔚州矿业有限责任公司 崔家寨矿 ,河北 蔚县0 7 5 7 1 3 摘要近距离煤层群开采过程中下层煤回采巷道将受到上煤层采空区遗留煤柱、本煤层邻近工作面动压的影响, 针对崔家寨矿 E 1 2 5 0 5 工作面机巷出现的冒顶、 底臌等严重现象, 采用现场实测、 理论分析及数值模拟等研究方法, 探讨巷道失稳机制。研究结果表明,当上煤层采空区遗留煤柱宽度较小,下层煤巷道位于正下方、本煤层邻近工 作面护巷煤柱较小时,受采动影响后巷道容易失稳;提出应距上煤层采空区遗留煤柱 2 5 m、护巷煤柱尺寸 2 0 m, 加强巷道支护后可保证下层煤巷道稳定。据此,在 E 1 2 6 1 1 和 E1 2 5 0 4工作面进行工业性试验,取得较好效果。 关键词采矿工程;煤层群;回采巷道;失稳;锚杆支护 中图分类号T D 3 2 2 文献标识码A 文章编号1 0 0 0 6 9 1 5 2 0 0 9 1 0 2 0 5 9 0 9 I NS TABI LI TY M ECHANI S M AND PREVENTI oN oF RoADW AY UNDER CLoS E. DI S TANCE S EAM GRoUP M I NI NG F A NG Xi n q i u ~,G UO Mi n j i a n g ~,L U Z h i q i a n g , f 1 . S c h o o l o f Mi n e s ,C h i n aU n i v e r s i tyo fMi n i n ga n dT e c h n o l o g y , X u z h o u , J i a n g s u 2 2 1 1 1 6 , C h i n a ; 2 . S t a t e Ke yL a b o r a t o r yo fC o a l R e s o u r c e s a n d Mi n e S a f e ty, C h i n a U n i v e r s i ty ofMi n i n g a n d T e c h n o l o gy, X u z h o u , J i a n g s u 2 2 1 0 0 8 , C h i n a ; 3 . C u ij i a z h a i C o a l mi n e , Y u z h o uC o a l mi n eCo . ,Lt d . ,Ka i l u a nGr o u p, Y u x i a n ,He b e i 0 7 5 7 1 3 , C h i n a Ab s t r a c t Du r i n g t h e p r o c e s s o f c l o s e - d i s t a n c e s e a m g r o u p mi n i n g,mi n i n g r o a d wa y i n the l o we r s e a m i s a ff e c t e d b y c o a l p i l l a r i n the u p p e r s e a m a n d t h e a d j a c e n t wo r k i n g f a c e S mi n i n g . Du e t o t h e s e v e r e r o a d wa y r o o f c a v i n g a n d fl o o r h e a v e i n t h e wo r k i n g f a c e E 1 2 5 0 5 i n C u i j i a z h a i c o a l mi n e , t h e fi e l d me a s ure me n t , t h e o r e t i c a l a n a l y s i s a n d n u me r i c a l s i mu l a t i o n a r e a d o p t e d t o s t u d y t h e me c h a n i s m o f r o a d wa y S i n s t a b i l i t y . Th e r e s u l t s h o ws t h a t ,wh e n t h e u p p e r p i l l a r i s n a r r o w,t h e r o a d wa y i s u n d e r t h e l o we r l e v e l s o f t h e p i l l ar a n d t h e p r o t e c t i n g p i l l a r i s n o t wi d e e n o u g h ,t h u s t h e r o a d wa y i s e a s i l y d a ma g e d a f t e r t h e a d j a c e n t wo r k i n g f a c e S mi n i n g . I t i s s u g g e s t e d t h a t t h e d i s t a n c e b e t we e n the r o a d wa y an d t h e u p p e r p i l l ar i s 2 5 m, a n d t h e p r o t e c t i n g p i l l a r i s 2 0 m, s o t h a t t h e r o a d wa y c a n b e s t a b l e i n s t r e n g t h e n e d s u p p o r t .Th e i n d u s t r i a l t e s t s h a v e b e e n c o n d u c t e d a t wo r k i n g f a c e s E 1 2 6 1 1 a n d E 1 2 5 0 4 , a n d g o o d r e s u l t s h a v e b e e n a c h i e v e d . Ke y wo r d s mi n i n g e n g i n e e r i n g ;s e a m g r o u pmi n i n g r o a d wa y;i n s t a b i l i ty;b o l t s u p p o rt 1 引 言 我 国许多煤矿煤层开采都处在近距离煤层群 】 环境中,回采巷道稳定性是一个复杂 的空间问题 。 巷道 围岩稳定性受到多方面因素影响,但主要影响 因素包括围岩应力、围岩强度和支护手段[ ] 。煤 层开采引起回采空间围岩应力重新分布,导致 回采 收藕 日期l 2 0 0 9 0 2 2 6 ;修 回日期2 0 0 90 51 3 基金项目国家 自然科学基金资助项 H 5 o s o a o l a 作者简介方新秋 1 9 7 4一 ,男,博士,1 9 9 6年毕业于中国矿业大学采矿工程专业,现任副教授 ,主要从事采矿工程方面的教学与研究工作。E - m a i l x i n q i u f a n g 1 6 3 .t o m 2 0 6 0 岩石力学与工程学报 2 0 0 9 往 空间周围的煤柱上 出现应力集中现象。煤柱上的集 中应力将 向底板深部岩层传递,同时,底部煤层 中 的回采巷道还要受到本煤层邻近工作面的采动影 响L4 J 。因此,分析近距离煤层群条件下回采巷道 的稳定性应综合考虑近距离煤层群的空间环境。基 于影响巷道稳定的 3个主要因素,为此,分析近距 离煤层群开采条件下回采巷道的稳定性,要具体从 巷道布置、保护煤柱宽度和巷道 围岩支护方式等方 面展开综合研究。 本文对处在近距离煤层群开采条件下的崔家寨 矿 E1 2 5 0 5工作面机巷的失稳机制进行 了探讨 ;在 理论分析的基础上,综合运用数值模拟和现场工业 性试验对此类巷道的稳定性及其支护对策进行研究 与验证 。该研究对类似巷道围岩的稳定性具有一定 的指导和借鉴意义。 2 近距离煤层群回采巷道失稳机制 2 . 1 工程概况 崔家寨矿主采煤层包括 5 , 6 两煤层, 两煤层相 隔约 2 1 m,属于典型近距离煤层群开采,E 1 2 5 0 5 工作面附近钻孔柱状见表 1 。E1 2 6 0 3和 E 1 2 6 0 5两 工作面已回采完毕,中间遗留 3 0 m 的护巷煤柱; E1 2 5 0 3和 E1 2 5 0 5两工作面相邻 ,中间设 1 5 m 宽 护巷煤柱 ,分别位于 E 1 2 6 0 3和 E1 2 6 0 5两工作面采 空区的下方,E1 2 5 0 3工作面机巷和 E1 2 5 0 5工作面 机巷位于 6煤采空区遗留煤柱 的下方,具体空间位 置关系见图 1 。 表 1 工作面附近钻孔岩层柱状 T a b l e 1 Te r r a i n h i s t o g r a m o f b o r e h o l e s n e a r wo r k i n g f a c e 厚度/ m 岩土介质 岩性 ~ 镜煤、亮煤组成,条带状结构,块状结构, l 0 5 7 煤 裂隙不发育 细砂岩与岩 致密, 岩性不均, 黏土岩和细砂岩 间夹出现 , ⋯ 土岩互层 具裂隙和滑面,波状层理发育 3 . 7 6 黏土岩 细腻不均,局部粉砂质黏土 5 . 2 0 细砂岩 泥质胶结,不连续波状层理发育 5 . 5 0 黏土岩 细腻,断口参差状 O . 5 6 含炭黏土岩 细腻,薄层状 3 . 2 0 6煤 光亮型~半光亮型煤 2 . 4 0 粉砂岩 不均~,波状层理发育 2 . 1 0 细砂岩 泥质胶结,波状斜层理发育 1 1 . 3 3 粉砂岩 不均~,水平层理发育 5 . 1 1 细砂岩 钙泥质胶结,上部水平波状层理 ⋯ 光亮型煤,条带状结构,层状构造,裂隙不 4 . 9 0 5煤 . ,、 一 反 胃 .⋯ 煤 底 板 层 图 1 巷道空间位置关系 F i g . 1 S p a t i a l l o c a t i o n o f r o a d wa y 多年来,由于顶底板条件相对简单 ,工作面回 采巷道一直采用锚杆支护 ,有效保持了巷道 围岩稳 定 。随着生产的进行,在 E1 2 6 0 3 ,E 1 2 6 0 5工作面 已经回采完毕的情况下,E 1 2 5 0 3和 E 1 2 5 0 5工作面 机巷在 E 1 2 5 0 3 回采期问出现 了大面积 的项板开裂 和 冒落 、两帮片帮、底臌等现象,严重影响安全生 产,造成大量人力、物力浪费 巷道修复均采用昂贵 的 u型钢 。图 2为巷道现场破坏情况。 a 顶板开裂、冒落 b 两帮片帮 c 底臌 图2 巷道现场破坏状况 F i g . 2 S i t e f a i l u r e s t a t u s o f r o a d wa y 2 .2 回采巷道失稳主要影响因素 2 . 2 . 1巷道布置 E1 2 6 0 3 ,E 1 2 6 0 5工作面 回采完毕后,引起 回采 空间周围岩层应力重新分布,不仅遗留的护巷煤柱 会形成应力集 中,还会 向底板深部传递,在底板岩 层 一定 范 围 内应 力重新 分布 。可 见 ,E1 2 5 0 3和 E1 2 5 0 5工作面机巷与上方煤柱 的相对位置将决定 第 2 8卷第 1 O期 方新秋,等.近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治 2 0 6 1 其是否处在应力增高区。为更好地研究此问题 ,本 文将煤柱下岩体视为半无限弹性体,煤柱对弹性体 的作用简化为条形均布荷载 g ,建立如图 3所示的 计算模型。 J J I J , Jr p \ 吕 \ \ 1 \ M x ,z 1 Z 图3 计算模型简图 F i g . 3 S c h e m i c d i a g r a m o f s i mp l i fi e d c o mp u t a t i o n a l mo d e l 图 3中 ,点 代表 巷道 位置 。运用 弹性 理论 布 辛涅斯克解 ,通过积分法可求得条形均布荷载作用 下弹性体内任意一点的应力,具体如下 素 f 盯 c t柚 鱼 盯 c t卸 鱼 ] 2 q b x 一z 一b 2 、 z 兀 Z 一b 4 b 。 z 2 里 I t,[一生 Z ⋯tan 半] . Z , 2 q b x 一Z 一b 2 、 z z x Z 一6 4 b z 、 一 兰 垡 丝 r 丁 c r z 2~6 4 6 z 1 由式 1 ~f 3 可知 随着 ,Z的值增大,煤柱 对底板巷道的总体影响会减弱;在图 3中, B2 b 3 0 m, z 2 1 1 1 1 。 当 B时, 值为 O . 1 左右, 值为 0 . 2 q左右, 可忽略不计;由于巷道同时受 到本煤层工作面采动影 响,当巷道布 置位 置合理 时,可以不考虑上部传递来的应力影响;因此 取 值 3 0 m 左右即可。 另外 ,根据巷道需要的稳定程度和巷道实际围 岩强度 ,确定巷道所在位置 的最大主应力允许值范 围,计算在不 同开采深度条件下巷道合理的位置参 数【 6 】 。己知E 1 2 5 0 5工作面机巷两帮为实体煤 , 底板为煤皮,顶板 以细砂岩、细~中砂岩为主,其 次为粉砂岩 , 局部为泥岩,巷道 围岩强度整体较弱, 小于 3 0 MP a ,埋深为 2 9 2 .4 m,与 6煤垂直距离为 2 1 m。要保证近距离煤层群下部巷道稳定,其最小 垂直、水平距离和巷道稳定性指数【 6 一J 应满足表 2 , 3的要求。 表 2 巷道与上部煤层间的最小垂直距离 T a b l e 2 T h e mi n i mu m v e r t i c a l d i s t a n c e b e t we e n r o a d wa y a n d u p p e r c o a l s e a m 注 为巷道围岩抗压强度。 表 3 巷道与上部煤体边缘之间的水平距离和巷道稳定性指数 T a b l e 3 T h e h o r i z o n t a l d i s t a n c e an d s t a b i l i t y i n d e x b e tw e e n r o a d wa y a n d u p p e r c o a l p i l l a r 注D 为巷道与上部煤层之间的垂直距离。 综合理论计算和表 2 ,3 ,E 1 2 5 0 5工作面机巷 距离上方煤柱边缘水平距离取值不少于 2 5 m, 可有 效避免上方遗留煤柱 的影响。 E 1 2 5 0 3机巷位于 6煤采空区遗留煤柱的正下 方 ,E1 2 5 0 5机巷距离上方煤柱的水平距离仅为 8 m 左右,两条巷道均处在上方煤柱所造成的应力增高 区域,因此巷道的稳定性将受到 6煤采空区遗留煤 柱的严重影响。 2 .2 . 2护巷煤柱的宽度 煤柱宽度是影响煤柱稳定性和巷道维护的主要 因素 ,煤柱 宽度 决定了巷道 与回采空 间的水平距 离 ,合理的煤柱宽度可 以使下区段回采巷道避开固 定支承压力的峰值区并且保证煤柱有足够 的承载能 力L 9 ’ 1 0 ] 。同时,合理的煤柱 宽度也能够减小应力集 中产生的破坏影响,有利于控制 自 身的变形破坏, 保持 自身整体 的稳定性。根据崔家寨矿煤体岩性和 岩石力学与工程学报 2 0 0 9芷 变形破坏特征,可 以将 5煤层中煤体视作为 Mo h r - C o u l o mb材料 。Mo h r - C o u l o mb屈服准则为 c c r t a n o 4 由图 4可知竖向应力 不变,侧 向应力 增 大 改善支护强度 ,应力圆远离抗剪强度包线 ,煤 体未破坏;侧向应力 不变,竖 向应力 减d , D H 宽煤柱 ,应力圆也会远离抗剪强度包线,煤体仍未 破坏;另外,改善围岩岩性,提高黏聚力 C和内摩 擦角 ,使岩体 的抗剪强度包线发生改变 ,由强度 包线 1 变为强度包线 2 ,围岩 的极限破坏强度提高。 可见,合理选择煤柱宽度是实现煤柱和巷道稳定性 的重要 因素;利用测定的煤体强度包线,结合支护 强度要求,确定煤体承受的竖 向应力限值 ,从而确 定煤柱宽度 ,这无疑给 出确定煤柱宽度的新思路 、 新方法 。 一 O 图4 应力变化与强度破坏极限 F i g . 4 Re l a t i o n b e t we e n t h e s t r e n g t h f a i l u r e l i mi t a n d s t r e s s v a r i i o n 钱鸣高和石平五l 1 l J 认为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,塑性区宽 度分别为 x o ,x 1 ;煤柱两侧产生变形后 ,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 煤柱高度 m的 2倍 ,即护巷煤柱保持稳定的基本条 件 。因此,护巷煤柱宽度 取 为 ≥x o 2 mX 1 5 钱鸣高和石平五 l J 的研究结果和式 5 显示 , E 1 2 5 0 5与 E 1 2 5 0 3工作面之间合理保护煤柱的留设 应避免 2个塑性变形区峰值的重叠,防止煤柱中部 载荷急剧增加情况 的出现,保证煤柱稳定。 根据一侧采空区煤柱 体 的弹塑性变形区及铅 直应力的分布及实际情况 ,采空区与回采巷道造成 的塑性区范围为 5 ~1 2 m,5煤厚度约为 4 . 9 m,综 合上述两种方法,因此 ,煤柱的宽度应大于 1 9 . 8 ~ 3 3 . 0 m,但实际仅为 1 5 . 0 m。 2 . 2 . 3邻近工作面采动影响 回采巷道从开掘到报废 , 一般将经历 5个阶段 巷道掘进影响阶段、掘进影响稳定阶段 、采动影响 阶段、采动影响稳定阶段和二次采动影响阶段I J 引 。 经历 多 次采 动 造成 的围岩 应 力重 新 分布 过程 , E1 2 5 0 5工作面机巷 自开掘到报废,围岩变形会持续 增长和变化,必将经历完整 的 5个阶段。 E1 2 5 0 5工作面机巷 尚未回采 , 未受本工作面回 采影响,由于与邻近 E1 2 5 0 3工作面间的保护煤柱 宽度为 1 5 m,相对较窄,导致 E1 2 5 0 3工作面的采 动将对巷道带来很大影响,在经受 了多次应力重新 分布后,E1 2 5 0 5工作面巷道围岩稳定性大大降低。 2 . 2 . 4支护方式及参数 巷道的稳定性和支护方式有着密切的关系,合 理的支护方式将使巷道围岩稳定性大大提高,经受 得起多次围岩应力的变化,从而使巷道能处在 比较 稳定的状态【 1 卜“ J 。图 4也表 明,支护强度高,不但 使煤体远离破坏状态,而且也会提高围岩破坏强度 极 限,确保巷道稳定性。E 1 2 5 0 5工作面机巷采用锚 网主动支护技术,使围岩 由二 向应力状态转变为三 向应力状态 ,提高岩体抗压和抗剪能力 。具体的支 护参数 采用锚杆配菱形网支护 , 顶板采用直径 2 0 mmx 1 8 0 0 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆 , 间排距为 9 0 0 mm 9 0 0 mm; 两帮采用直径 1 6 mmx 1 8 0 0 mm 的圆钢锚杆 ,间排距 为 9 0 0 mm 9 0 0 mm。 鉴于 E1 2 5 0 5工作面机巷 围岩强度整体较弱, 且受到上层煤遗留煤柱和邻近工作面动压影响,巷 道 围岩变形量大。当采用上述锚杆支护参数进行支 护 时,锚杆 的锚固强度和允许围岩变形量甚小,无 法有效控制 围岩变形、确保巷道稳定。因此 E 1 2 5 0 5 工作面机巷 围岩稳定性和支护参数有重要关系。 3 回采巷道稳定性数值模拟研究 为验证理论分析结论和解决现场实际问题,采 用离散元模拟软件 U DE C建立数值模型,见图 5 。模 型尺寸3 0 0 mx 6 7 m 宽 高 ,模拟 5 煤厚为4 . 9 m, 采高为 4 . 1 m,直接顶厚为 5 . 1 1 m,基本顶厚为 1 1 . 3 3 m; 岩石和煤体的物理力学参数是在现场原岩 参数的基础上确定的,见表 4 ,5 ;巷道 围岩本构关 系采用莫尔 一 库仑模 型。数值模拟包括 以下两部分 内容 1 煤层群开采回采巷道位置选择 ; 2 煤层 第 2 8卷第 1 0期 方新秋,等. 近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治 2 0 6 3 图5 数值计算模型 Fi g . 5 Nu me r i c a l s i mu l a t i o n mo d e l 表 4 块体物理力学参数 T a b l e 4 P h y s i c o m e c h a n i c a l p a r a me t e r s o f r o c k s 表 5 接触面力学参数 T a b l e 5 Me c h a n i c a l p a r a me t e r s o f c o n t a c t p l a n e s 群开采巷道受采动影响时护巷煤柱宽度和支护方案 优化 。在模拟过程 中布置测 点取支承应力和巷道围 岩变形等相关数据进行研究 。 3 . 1 煤层群开采下巷道位置数值分析 根据底板巷道与上部煤层采空区遗留煤柱边缘 不 同水平距离对巷道布置设计模拟方案 ,见表 6 。 表 6 巷道位置模拟方案 T a b l e 6 Nu m e r i c a l s i mu l a t i o n s c h e me o f r o a d wa y S l o c a t i o n 模拟方案 底板巷道与上部遗留煤柱水平距离, m 0 8 1 8 2 5 注 “ ”表示巷道位于上方煤柱正下方。 4种模拟方案的模拟结果表 明了巷道 围岩状况 呈现一定规律,图 6为模拟方案 4的数值模拟计算 巷道周边垂直应力、水平应力分布状况 ;表 7为各 方案数值模拟计算巷道掘进后巷道围岩位移变形情 况 。 l l 1 \_ 、 l \l l、 - s 、 \ l j f ; . 1 0 l J y l l I 、 , 而 . y1 “ - 1 l l 1 儿 Il l l IlL L £ l l l J l6 Y l l l l l l 1 。 I l J I l l斗~I l 1 .、 l11 Ll I 乒{ r l l l f f f fJ ≮ f 洲 I l l { l l f a _1 l l 、 J I 1 ’ f c I率 l / l 一/ ⋯ 一 5 一 I L ,, l 、 』 2 ] n 、 、 L_ 』 ] Jl 、 厂 l I i O n t l I I \ I l 9 l , l n 卜 { 2 l 监 I T - I A- 44- -T q l I 。 。 厂 lr n / 6 .2 q 上 r H L / l ~一1 2 / J I 、 l f] J e 【 1 l 。 、 0 至 . . m r a 1垂直应力 { \ , , / 一 l 厂 _ / l l 厂 I l I l ~ ■ 十 ] l l l F哂 P 』 U 『 f l T _ ]J l I , I E ≥l 、 1 0 r L Kl p l 一 l , 。2 s t L l I , 1 ,l l ; . 1 l厂 r l l ,1 5I E 几 \ 厂。 『 ■r . 、 s . , , 一 一 、 . V / Ⅲ lllL L / 2 4 1 4 l 2 l O l 2 l l 2 3 l 2 5 l 2 7 l 2 9 l 3l l 3 3 l 3 5 x } m b 水平应力 图 7 计算模型 6中围岩应力分布状况 单位MP a F i g . 7 S t r e s s d i s tri b u t i o n o f s u r r o u nd i n g r o c k i n c a l c u l a t i o n s c h e me 6 u n i t MP a 1 表 9 各计算模型围岩最大位移量 表 8 保护煤柱计算模型和支护方案T a b l e 9 T h e ma x i mu m d i s p l a c e me n t o f s u r r o u n d i n g r o c k i n 【b 1 。 8 N u m 盯 i 。 1 s im u la t i 。 n m 。 d e 1s 。 f r o a d w a y s p i 1l a r a n d 竺 兰 兰 竺竺 s u p p o r t i n g s c h e me s 计算模型编号左帮位移, m m 右帮位移/ mm 顶板下沉/ m m 底臌/ m m 对 比 8种计算模型,巷道 围岩应力状况及表面 变形量呈现 出一定规律。下面以计算模型 6模拟结 果为例进行分析 ,见图 7 ;表 9为各方案数值模拟 计算巷道围岩位移变形情况。 综合对 比 8种计算模型,可得 1 在保护煤 柱宽度及支护参数相同条件下,巷道上方无遗 留煤 柱与有遗 留煤柱相比时,其整体围岩状况要好些。 2 上方有 或无 遗留煤柱影响条件下,当支护参数 相 同时,采用 2 0 m 宽煤柱 比 1 5 m 宽煤柱时巷道整 体 围岩状况要好 。 3 上方遗留煤柱影响条件和本 层煤柱宽度二者均相同时,支护强度增大 ,巷道整 体 围岩状况则明显提 高。 通过各方案对 比分析认为计算模型 8的巷道 基 “ 第 2 8 卷第 1 0期 方新秋,等. 近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治 2 0 6 5 围岩状况最好;计算模型 6虽没有采用加强的支护 方案,但巷道围岩状况也比较理想 ;综合考虑施工 速度和经济效益等 因素,确定计算模型 6为最优方 案 。 4 现场工业性试验 4 . 1 巷道围岩变形监测分析 为了对理论计算和数值模拟成果进行验证,分 别在 E 1 2 6 1 1 和 E1 2 5 0 4工作面 回风巷道进行工业性 试验及矿压观测 。E 1 2 6 1 1 ,E 1 2 5 0 4工作面回风巷道 观测站上方均无遗留煤柱的影响,具体参数将选用 表 8的支护方案 1 。E 1 2 6 1 1工作面回风巷道与邻近 E 1 2 6 0 9工作面之 问保护煤柱宽度为 1 5 m;E1 2 5 0 4 工作面回风巷道与邻近 E 1 2 5 0 6工作面之间保护煤 柱宽度为 2 0 m。 采用多点位移计对巷道围岩位移变 形进行观测 。在受到邻近工作面采动影响期 间,2 条回风巷位移变形状况分别见图 8 a , b 。 3 。 2 5 2 0 曩 s 1 。 5 O 砻 幕 1 mm 萋 煮 砻 幕 2 mm 萋 煮 * _ 右 帮 基 点 一右 帮 基 点r ’ ’ ’ 一 一 一 右帮 4m 基 点 石 帮 6m 基 点 顶板 1 m基点 一顶板 2m基点 一项 板 4 m 基 点 一顶 板 6 m 基 鸟 / X -- X -- X -- X -- X -- X / 5 O 一3 0 1 0 1 0 3 0 5 0 7 0 9 0 邻近工作面推进相对测站距离, m a E1 2 6 1 1 回风巷围岩位移曲线 -- -o - - 左帮 1 m基点 一左帮 2m基点 十左帮 4m基点一 x 一左帮 6m基点 邻近工作面推进相对测站距离, m b E1 2 5 0 4回风巷围岩位移曲线 图 8 巷道围岩位移曲线 F i g . 8 Di s p l a c e me n t c u r v e s o f r o a d wa y S s u r r o u n d i n g r o c k 分析图 8中的观测 曲线可知E1 2 6 1 1工作面回 风巷道保护煤柱宽度为 1 5 m, 在受到邻近工作面采 动影响后 ,围岩变形量较大 ,最大变形量达到 8 2 mm;E 1 2 5 0 4工作面回风巷道保护煤柱宽度采用了 理论及数值模拟分析所提出的2 0 m煤柱的方案,在 受邻近工作面采动影响期间,围岩变形量得到有效 控制 ,最大变形量仅为 2 7 mm,巷道整体稳定性达 到比较理想状态。 针对 E 1 2 6 1 l工作面回风巷道保护煤柱宽度不 够 宽的情况,须采用加强支护方案,具体参数为 采用锚网索联合支护方式,其项锚杆采用 2 0 mmx 2 4 0 0 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆,问排距为 8 0 0 mmx 8 0 0 mm。帮锚杆采用 1 6 minx 2 2 0 0 mm 圆钢 锚杆 ,其 间排距 8 0 0 mmx 8 0 0mm,顶板隔 3排打 2 根锚索,在有底臌时帮底补打锚杆,见图 9 。 图 9 巷道支护示意图 单位mm F i g . 9 S c h e m i c d i a g r a m o f r o a d wa y s u p p o r t u n i t .mm 4 . 2 巷道深部围岩状况 为了更好检验在煤层群开采环境下受采动影响 时巷道的围岩变形状况,在 E 1 2 5 0 4工作面回风巷 道 煤柱 宽度 2 0 m 中,选择应力较大和变形较严重 的区域进行钻孔录像 ,观测巷道 围岩不同深度的破 坏状况,巷道 内部 围岩状况见 图 1 0 。 一 一 a 0 . 5 m处围岩状况 b 1 .0m处围岩状况 ∞加∞如∞如加m 0 gu v 2 0 6 6 岩石力学与工程学报 2 0 0 9 缶 一 一 c 1 , 5 I l l 处围岩状况 d 2 .0m处围岩状况 一 一 e 2 . 5 m处围岩状况 0 3 .0m处围岩状况 图 1 0 巷道 内部 围岩状况 F i g . 1 0 C o n d i t i o n s o f r o a d wa y s u r r o u n d i n g r o c k 图 1 0表明, 巷道围岩整体状况 良好,内部围岩 并无 明显离层 、围岩裂纹、岩层错动等现象发生。 可见,当 E1 2 5 0 4工作面回风巷道采用支护方案 1 和 2 0 m宽煤柱时,尽管经受邻近工作面采动影响, 巷道围岩仍然处于 比较稳定的状态。 5 结论 1 在煤层群开采条件下,E 1 2 5 0 5工作面机巷 破坏失稳主要受巷道的布置、保护煤柱宽度和支护 方案等因素影响。 2 对煤层群开采条件下 E1 2 5 0 5 工作面机巷的 稳 定性 进行 了理论 研 究和 数值 模 拟 分析 ,认 为 E 1 2 5 0 5工作面机巷应布置在距离上部煤层遗 留煤 柱边缘水平距离 2 5 m 以外的位置;在受邻近工作面 采动影响时,保护煤柱的宽度应不小于 2 0 m;当巷 道处在上部煤层遗 留煤柱的影响范围内或者保护煤 柱宽度不足情况下,应采用加强的支护方案。 3 通过对 E 1 2 6 1 1 和 E 1 2 5 0 4工作面回风巷道 现场工业性试验,可以确定,煤层群开采条件下, 当巷道布置位置不存在上部遗留煤柱的影响时选用 2 0 m 宽保护煤柱就能够使巷道稳定性得到保障。 参考文献 R e f e r e n c e s [ 1 ] 陈炎光,徐永圻.中国采煤方法[ M] .徐州 中国矿业大学出版社 1 9 9 1 . 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