综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究.pdf

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煤炭学报]V1n七蛐血廿iblld∞∞踟州Ⅻ讨∞ck综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究oct．舢JOI瓜NAI．oF叫INA∞ALS0c肼Y柏建彪1，王卫军1，侯朝炯1，黄汉富2ah唱即f．ml珊yn埒cIH面捌们p∞日1翻viI喈h胱术[1．2]．而对于厚煤层综放工作面，仍普遍采用留设大煤柱维护风巷，不但造成资源的浪费，而且随着采深的增加。即使留10～25力学特性，提高其承载能力，采用锚杆支护亦能在综放工作面实现窄煤柱护巷，且围岩稳定性明显好于采1综放工作面沿空掘巷围岩应力分布规律大，冒落矸石和剩余浮煤难以充满采空区，老顶下沉并在采空区边缘发生断裂，煤体上的顶板弯曲并以一定角度向采空区倾2综放工作面沿空掘巷围岩控制原理摘要：通过对综放工作面采场应力分析，运用错杆支护圈岩强度强化理论，提出了综放工作面沿空掘巷围岩控制机理．树脂加长锚田高强锚杆支护能提高目岩力学参数，提供较高的支护阻力并具有较大的廷伸率，适应综放工作面沿空巷道高应力和大变形特点．采用高强描杆支护系统能有效地保持综放沿空掘进巷道的稳定，井成功地应用于工程实践．关■词：综放工作面；沿空巷道；围岩控制；高强锚杆中圈分类号：田]353．+6文献标识码：A近年来，随着煤巷锚杆支护技术的发展和推广应用，中厚煤层沿空巷道围岩控制已成为比较成熟的技m的煤柱仍难以确保巷道稳定．理论研究与实践表明，锚杆支护能改变围岩的用大煤柱护巷传统支护的巷道．笔者根据综放工作面矿山压力分布特点和锚杆支护围岩强度强化理论阐述了综放沿空掘巷围岩控制机理。并成功应用于工程实践．如图1所示，当右边工作面采放后，由于煤层采放厚度斜，侧向支承压力向煤体内转移[3]．在顶板弯曲下沉、支承压力转移过程中，边缘煤体被破坏，形成一定厚度的破碎区，同时，在煤体边缘一定范围(一般0～7m)内形成应力降低区，为沿空掘巷创造了有利条件．由于巷道掘出后在围岩内形成破碎区，此时，煤柱两侧均存在破碎区，承载能力较小，而左边工作面采放时，形成超前支承压力。在超前支承压力的作用下煤柱进一步压缩破碎，使顶板再一次发生断裂。巷道压力及变形量急剧增加．因而综藏工作面沿空掘进的巷道在受到工作面超前支承压力作用前维护较容易，受到超前采动支承压力作用时维护困难．2．1膏盟锚杆支护强化巷道圈岩强度研究表明，锚杆支护可有效地提高锚固体的力学参数，包括锚固体破坏前后的C，妒，尤其对岩体内第25卷第5期2000年10月文章■号：0253—9993(2000)05一0478一04(1．中目矿业大学采矿系，扛苏徐州22l∞8；2．蒲安矿务局王庄煤矿，山西长治046031)图1综放工作面沿空巷道应力分布drivmFH培．10f鲷teway收一日期：2000—04—13基量项目：国家自然科学基金重点赍助项日(5％34030)vd．25No．5．
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乏老‰ln(麦完未i；；；；；鞴)，其中，M为上区段平巷高度，m；A为翻压系数；c。和蜘为煤体内聚n唧曲0fhI曲蚰哪Mt鼬1I|b为锚固体极限强度时的内聚力，MPa；9为锚固体极限强度时的内摩擦角，(。)；C。为锚固体残余强度时载能力．高强锚杆力学性能见表1．度．由式(1)，(2)可见：煤柱两佣均采用锚杆支护，尤其是高强锚杆支护时，可显著提高煤柱的峰值强于应力升高区，护巷煤柱宽度应尽可能小一些．由于煤柱两侧存在破碎区，如果煤柱过窄，煤柱内部均为力和内摩擦角；^为应力集中系数；H为巷道埋深，m；y为岩层平均容重，MN／一；P0为巷道的支护支承压力的作用下，即使很大的支护阻力也难以避免围岩产生较大的变形，另外由于回采巷道服务时间同时必须具有较大的变形性能，使围岩的变形能量得到释放而让压，防止支护在高支承压力作用下被破坏。导致围岩变形失去控制而失稳．因此，应采用高阻让压支护控制综放沿空掘进巷道围岩变形．由表1mm的高强螺纹钢锚杆延伸率均大于20％，能较好的适应综放沿空掘进巷道围岩变形．3工程实例摩擦角9有显著提高，而内聚力c的提高幅度不大，锚固区域内岩体的峰值强度和峰后强度均能得到强化．锚杆支护使围岩由二向或单向应力状态转变为三向应力状态，从而提高围岩的承载能力，改善巷道的维护状况．锚固体的强度【2】可按下式计算，即。I=0．4+15．89口乎+2Ctan(454+9／2)，(1)df=O．4+26．4盯尹十2C。tan(45‘+妒’／2)，(2)式中，口l为锚固体极限强度，MPa；口÷为锚固体残余强度，MPa；口芋为锚杆提供的支护强度，MPa；c的内聚力，MPa；9。为锚固体残余强度的内摩擦角，(‘)．由式(1)，(2)可见，口，4l随着口}，C，妒，c。，9’的提高而提高，尤其是口乎的提高对围岩强度提高影响更为显著，因此采用高预紧力、高强锚杆可显著提高围岩强度，提高围岩承2．2保持窄煤柱穗