沿空窄煤柱培訓(xùn)課件2024

沿空掘巷窄煤柱寬度設(shè)計(jì)2024.4

1.沿空掘巷窄煤柱技術(shù)概述沿空掘巷是我國(guó)煤礦回采巷道布置和維護(hù)的一種技術(shù)，即在上區(qū)段工作面回采穩(wěn)定以后，沿上區(qū)段采空區(qū)邊緣留窄煤柱掘進(jìn)本區(qū)段工作面回采巷道。回采巷道圍巖的穩(wěn)定性主要取決于圍巖強(qiáng)度、應(yīng)力狀況及支護(hù)與圍巖的相互作用關(guān)系。在沿空掘巷圍巖強(qiáng)度、支護(hù)與圍巖的相互作用關(guān)系一定的情況下，應(yīng)力狀況是決定其圍巖穩(wěn)定性的主要因素；因此，只有充分掌握沿空掘巷圍巖應(yīng)力情況，才能更好地確定窄煤柱合理寬度，以保證巷道圍巖穩(wěn)定。

柏建彪等通過數(shù)值計(jì)算分析確定合理的窄煤柱寬度為：軟煤4~5m，中硬煤3~4m；華心祝等建立孤島工作面沿空掘巷基本頂?shù)牧W(xué)模型，并運(yùn)用數(shù)值計(jì)算得出孤島工作面沿空掘巷應(yīng)力集中系數(shù)是普通工作面沿空掘巷的1.5倍；陸士良等在分析研究200余條巷道實(shí)例的基礎(chǔ)上，得出護(hù)巷煤柱寬度與巷道圍巖變形的普遍關(guān)系表達(dá)式；張東升等創(chuàng)造性地提出以矸石為骨料預(yù)筑人造幫置換窄煤柱的二步驟沿空掘巷新技術(shù)；

本設(shè)計(jì)主要根據(jù)上區(qū)段采區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律，確定出沿空掘巷窄煤柱寬度。

1.2.沿空掘巷煤柱寬度的確定原則煤柱寬度選取是否合理也將關(guān)系到巷道是否能夠保持穩(wěn)定性的主要因素之一,合理的煤柱寬度應(yīng)滿足以下原則:

(1)錨桿可施工和保證錨桿錨固效果

在采用錨桿支護(hù)時(shí),煤柱寬度至少應(yīng)保證錨桿與圍巖體形成穩(wěn)定的承載結(jié)構(gòu)體,保證錨桿錨固端位于力學(xué)性質(zhì)較好的煤層中,使錨桿充分發(fā)揮其作用。

(2)巷道處于低應(yīng)力環(huán)境當(dāng)上區(qū)段工作面在回采過程中,在采空側(cè)煤體中將形成高低不等的支承應(yīng)力分布區(qū)。當(dāng)巷道開掘在位于應(yīng)力相對(duì)較低的區(qū)域時(shí),對(duì)巷道及其煤柱的穩(wěn)定極為有利,因此,在實(shí)際條件允許的情況下,為避免高支承壓力的影響,應(yīng)盡量在應(yīng)力降低區(qū)開挖巷道。

(3)提高煤炭回收率減少煤柱損失,最大程度地提高煤炭的回收率。

(4)煤柱內(nèi)部有穩(wěn)定的區(qū)域3.沿空掘進(jìn)巷道布置

沿空掘進(jìn)巷道為3104工作面軌道巷，如圖1。

3104軌道巷位于三一采區(qū)回風(fēng)巷北，西面緊鄰3102回采工作面，東面為3104膠帶巷，該工作面呈南北布置；所采煤層為山西組中下部3#煤層，平均埋深400

m，平均厚度6m，煤層傾角一般小于10；3104工作面軌道巷總長(zhǎng)1482m，開口位置在3102回風(fēng)巷、三一采區(qū)膠帶巷向里366m位置處，在900m位置處有直徑約70m的陷落柱。為優(yōu)化采區(qū)巷道布置，提高采出率，3104軌道巷推進(jìn)至該陷落柱處，采用沿空掘巷。

4.煤層頂板巖性及力學(xué)參數(shù)3#煤層頂板巖性及力學(xué)參數(shù)詳見表1。

表1各巖層力學(xué)參數(shù)5.沿空掘進(jìn)巷道窄煤柱寬度的確定

5.1采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律

工作面回采時(shí)上覆巖層尤其是基本頂?shù)臄嗔?、回轉(zhuǎn)和滑移加劇，造成的動(dòng)壓載荷主要由工作面前方(沿空巷道實(shí)體煤幫)煤體、采空區(qū)煤矸石和窄煤柱承擔(dān)，即所謂的“壓力拱”，見圖2。

拱的一個(gè)支撐點(diǎn)在工作面前方煤體內(nèi)，形成前拱腳B，而另一個(gè)支撐點(diǎn)在采空區(qū)己垮落的矸石或采空區(qū)的充填體上，形成后拱腳

A。。

由于工作面前方煤體B和采空區(qū)煤矸石A具有較大的承載能力，窄煤柱的承載能力較小，所以上覆巖層斷裂、回轉(zhuǎn)和滑移形成的“壓力拱”是決定窄煤柱穩(wěn)定的關(guān)鍵因素；隨著上覆巖層的逐漸穩(wěn)定，在殘余應(yīng)力的影響下，窄煤柱煤體變形漸趨穩(wěn)定。根據(jù)理論計(jì)算和實(shí)測(cè):采空區(qū)側(cè)向支承壓力分為應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力升高區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)，當(dāng)巷道位于應(yīng)力降低區(qū)時(shí)，窄煤柱沿空掘巷圍巖應(yīng)力狀況得到很大改善，巷道變形量減小，圍巖穩(wěn)定性較好，所以應(yīng)將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)。3102工作面回采后側(cè)向支承壓力分布規(guī)律如圖3。

由圖3可知：上區(qū)段工作面回采后，

1~3m范圍內(nèi)，垂直應(yīng)力由

1.2MPa急劇增大至

8.6MPa；

3~6m垂直應(yīng)力增幅不大，遠(yuǎn)小于

1~3m段增幅，且應(yīng)力值小于原巖應(yīng)力；

6~11m垂直應(yīng)力由9.2MPa急劇增加到15.8MPa，達(dá)到垂直應(yīng)力峰值，應(yīng)力集中系數(shù)為1.7

左右；

11~22m垂直應(yīng)力由應(yīng)力峰值下降至10.6MPa；

22~35m垂直應(yīng)力緩慢下降并趨于穩(wěn)定；

35m以外區(qū)域進(jìn)入原巖應(yīng)力區(qū)。

因此，距上區(qū)段采空區(qū)0~7m是應(yīng)力降低區(qū)，7~35m是應(yīng)力增高區(qū)，35m以外處于原巖應(yīng)力區(qū)。沿空掘巷應(yīng)布置在應(yīng)力降低區(qū)或原巖應(yīng)力區(qū)，而布置在原巖應(yīng)力區(qū)段煤柱浪費(fèi)較大，因此沿空掘巷應(yīng)布置在距上區(qū)段采空區(qū)0~7m范圍。

5.2.位移場(chǎng)分布與煤柱寬度的關(guān)系沿空掘巷圍巖水平位移峰值和煤柱寬度的關(guān)系，如圖8所示。

分析可知：沿空掘巷均會(huì)使煤柱向采空區(qū)側(cè)和巷道內(nèi)產(chǎn)生位移，且引起的煤柱向巷道內(nèi)的位移普遍大于向采空區(qū)側(cè)位移。

(1)向采空區(qū)側(cè)水平位移煤柱寬度為3~5m時(shí)，煤柱向采空區(qū)側(cè)水平位移峰值由22mm增大到30mm，呈線性增長(zhǎng)趨勢(shì)；煤柱寬度為5~7m時(shí)，向采空區(qū)側(cè)水平位移急劇下降，大于7m

后下降趨勢(shì)放緩，煤柱寬度大于5m后向采空區(qū)側(cè)水平位移呈指數(shù)型下降趨勢(shì)，下降幅度逐漸放緩。

(2)向巷道方向水平位移煤柱寬度由

3m增大到10m時(shí)煤柱向巷道側(cè)水平位移峰值可分為

3

個(gè)階段：

3~4m范圍，煤柱向巷道內(nèi)水平位移急劇增加，由33.6mm增大到50.8mm，增長(zhǎng)幅度大；

4~7m范圍，水平位移峰值由50.8mm增大到68.5mm，呈線性增長(zhǎng)，增長(zhǎng)幅度較上一范圍明顯放緩；

7~10m范圍，增長(zhǎng)幅度又變大。綜合以上分析，從煤柱內(nèi)水平位移場(chǎng)分析，考慮合理煤柱寬度為

5~7m。5.3.巷道圍巖變形與煤柱寬度的關(guān)系

窄煤柱寬度與巷道圍巖變形關(guān)系如圖9所示。

由圖9，煤柱寬度對(duì)巷道圍巖變形的影響如下：

(1)頂板下沉巷道頂板下沉量隨煤柱寬度增大而不斷變化，煤柱寬度為

3~4m時(shí)，頂板下沉量隨著煤柱寬度的增大而增大，但下沉量較小，從104.6mm增加到136.8mm；煤柱寬度為5~6m時(shí)，頂板下沉量隨著煤柱寬度的增大而急速增加，頂板下沉量從145.6mm突增至185.8mm，增長(zhǎng)幅度為27.6%；煤柱寬度為7~10m時(shí)，頂板下沉量隨著煤柱寬度的增加先是增加后減小，但變化不大，只從194.3mm增加至220.6mm后減小至199.0mm，頂板變形基本穩(wěn)定。

(2)實(shí)體煤幫移近實(shí)體煤幫移近量隨煤柱寬度增大而不斷變化。煤柱寬度為

3~5m時(shí)，實(shí)體煤幫移近量隨著煤柱寬度的增大而緩慢增大，但移近量較小，從84.1mm增加到87.1mm；煤柱寬度為6m時(shí)，實(shí)體煤幫移近量隨著煤柱寬度的增大而急速增加，頂板下沉量從5m時(shí)的87.1mm突增至115.1mm，增長(zhǎng)幅度為32.1%；煤柱寬度為7~10m時(shí)，頂板下沉量隨著煤柱寬度的增加而減小，但變化不大，從114.7mm減小至111.5mm，實(shí)體煤幫變形基本穩(wěn)定。因此，不同窄煤柱寬度對(duì)沿空掘巷的頂板下沉和實(shí)體煤幫的影響很大，對(duì)底鼓的影響相對(duì)較小。從巷道圍巖變形分析，考慮合理煤柱寬度為

5~6m。

5.4.窄煤柱寬度的計(jì)算

3104工作面沿空掘巷窄煤柱兩側(cè)分別是3102工作面采空區(qū)和3104軌道巷。根據(jù)極限平衡理論，窄煤柱合理寬度計(jì)算如式(1)，具體如圖2所示。

式中：B為煤柱寬度，m；X1為工作面開采后在采空側(cè)煤體中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m，其值按式(2)計(jì)算；X3為錨桿有效長(zhǎng)度，取1.2m；X2為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按(X1+X3)(30%~50%)計(jì)算。

(1)式中：m為煤層采厚，取6.0m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.17，則A=0.21；φ0為煤層界面的內(nèi)摩擦角，20°；C0為煤層界面的黏結(jié)力，1.2MPa；K為應(yīng)力集中系數(shù)，取1.7；γ為巖層平均容重，25kN/m3(計(jì)算時(shí)應(yīng)換算為國(guó)際單位0.025)；H為巷道埋深，400m；pZ為錨桿支護(hù)對(duì)煤幫提供的支護(hù)阻力，0.25MPa。根據(jù)以上條件進(jìn)行估算，得到X1=2.54m，X2=1.21~1.87m，由此可以得出B=4.86~5.61m。

5.5.窄煤柱的合理寬度確定綜合窄煤柱寬度的設(shè)計(jì)原則、理論計(jì)算和數(shù)值分析，窄煤柱寬度為5~6m時(shí)，不但煤柱內(nèi)存在彈性穩(wěn)定區(qū)，零位移區(qū)域相對(duì)較大，巷道圍巖變形量也較小，同時(shí)根據(jù)最小煤炭損失原則。為了使錨桿的錨固段能夠安設(shè)在穩(wěn)定的煤體中，最終確定煤柱寬度為

5.0m。

6.沿空掘進(jìn)窄煤柱巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

3104軌道巷沿空掘巷掘巷期間布置6個(gè)測(cè)點(diǎn)，其中寬煤柱段3個(gè)測(cè)點(diǎn)、窄煤柱段3個(gè)測(cè)點(diǎn)，對(duì)現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行系統(tǒng)整理，得到煤柱段巷道頂?shù)装搴蛢蓭蛧鷰r變形曲線，具體如圖10所示。由圖10分析可知，巷道礦壓顯現(xiàn)有如下規(guī)律：

(1)圍巖變形速度在掘進(jìn)變形期間，寬煤柱段巷道頂?shù)装遄冃纹骄俣让黠@大于窄煤柱段巷道，兩幫平均變形速度相當(dāng)，這說明窄煤柱布置時(shí)巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，利于巷道穩(wěn)定。

在掘進(jìn)穩(wěn)定期，寬煤柱段頂?shù)装迤骄平可源笥谡褐锏溃莾蓭推骄平窟h(yuǎn)小于窄煤柱段，說明窄煤柱受到塑性破壞，承載能力降低，兩幫持續(xù)變形，并且窄煤柱沿空掘巷頂板主要靠實(shí)體煤支承。

(2)圍巖穩(wěn)定過程

巷道掘進(jìn)后圍巖穩(wěn)定過程是一個(gè)動(dòng)態(tài)的過程直至平衡狀態(tài)。掘進(jìn)后的巷道圍巖變形速度并不是一直減小的，而是隨著時(shí)間逐漸波動(dòng)，但是波動(dòng)幅度逐漸減小、直至穩(wěn)定。與寬煤柱段比較，窄煤柱沿空掘巷波動(dòng)幅度較小，穩(wěn)定過程更快。

(3)巷道掘進(jìn)穩(wěn)定期巷道圍巖日平均變形量小于2mm/d即可認(rèn)為巷道進(jìn)入穩(wěn)定期。寬煤柱段圍巖穩(wěn)定期最小20d，最大30d；窄煤柱段圍巖穩(wěn)定期最小10d，最大21d。因此窄煤柱沿空掘巷圍巖掘進(jìn)穩(wěn)定所需時(shí)間短，圍巖能更快地穩(wěn)定。

7.沿空掘進(jìn)巷道的支護(hù)技術(shù)

大同四臺(tái)礦51215回風(fēng)巷寬度為3.8ｍ，高度為2.7ｍ，煤層平均厚度2.43m。堅(jiān)硬頂板條件下留６ｍ小煤柱沿空掘巷優(yōu)化支護(hù)參數(shù)，有效控制巷道變形，保證巷道有效使用面積滿足工作面生產(chǎn)要求。

7.1.頂板支護(hù)直徑22ｍｍ、長(zhǎng)2200ｍｍ高強(qiáng)無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，間排距850×800（ｍｍ），每排５根錨桿。采用樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固，配合鋼筋梯子梁和菱形金屬網(wǎng)支護(hù)。錨索為直徑21.8ｍｍ、長(zhǎng)6000ｍｍ的鋼絞線，間排距為1600×1600（ｍｍ），按２－３－２布置。

7.2.兩幫支護(hù)直徑22ｍｍ、長(zhǎng)2200ｍｍ高強(qiáng)無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，間排距為700×800（ｍｍ），每排４根錨桿，樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固。配合鋼筋梯子梁和菱形金屬網(wǎng)支護(hù)。巷道支護(hù)斷面如圖４所示。

7.3.支護(hù)效果觀測(cè)

(1)掘進(jìn)期間巷道掘進(jìn)１～4d內(nèi)圍巖運(yùn)動(dòng)劇烈，5～7ｄ后，巷道圍巖運(yùn)動(dòng)速率逐漸減小并趨于穩(wěn)定，直到受本工作面回采影響之前。巷道兩幫最大變形速率為12ｍｍ／ｄ，兩幫最大移近量達(dá)到37ｍｍ，其中實(shí)體煤幫移近量為15ｍｍ，占巷道兩幫最大移近量的40.5％；沿空煤幫移近量為22ｍｍ，占巷道兩幫最大移近量的相對(duì)移近量的59.5％。

頂板最大變形速率為9ｍｍ／ｄ。巷道頂?shù)鬃畲笠平窟_(dá)到23ｍｍ，其中頂板下沉量為8ｍｍ，底鼓量為15ｍｍ。巷道頂板整體離層量最大為4ｍｍ，變化不明顯，無異常變形出現(xiàn)，如圖５所示。

(2)回采期間工作面支承壓力超前影響范圍距工作面煤壁約為45ｍ，其中24ｍ以內(nèi)為支承壓力影響增高區(qū)。在支承壓力影響增高區(qū)內(nèi)，兩幫變形量較為嚴(yán)重，沿空煤幫最大移近量達(dá)到185ｍｍ，占巷道兩幫最大移近量的相對(duì)移近量的63.7％。巷道頂?shù)鬃畲笠平窟_(dá)到250ｍｍ。其中頂板下沉量為65ｍｍ，底鼓量為185ｍｍ，如圖６所示。(3)支護(hù)效果分析由于頂板圍巖強(qiáng)度較煤體強(qiáng)度大很多，使得頂板下沉量小，反而以底鼓現(xiàn)象較為明顯。但由于巷道兩幫及頂板均采用高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿加鋼筋梯子梁并配合金屬網(wǎng)進(jìn)行支護(hù)，使得巷道斷面形成整體受力，總體變形在可控范圍之內(nèi)，巷道有效使用面積符合標(biāo)準(zhǔn)滿足工作面生產(chǎn)，如圖７所示。

8.采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律及窄煤柱寬度計(jì)算實(shí)例

(1)潞安漳村礦采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力分布規(guī)律為獲得2202面傾向支承壓力分布特征,在運(yùn)輸巷兩側(cè)煤幫安設(shè)了多個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì),為實(shí)測(cè)傾向支承壓力在回采期間的變化情況。共布置5個(gè)測(cè)站,一個(gè)測(cè)站安裝8個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì),間距為12m,對(duì)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)整理如圖5-4所示。

由圖5-4可知,2202面回采后沿工作面傾斜方向,支承壓力在一定范圍內(nèi)整體呈現(xiàn)增大的趨勢(shì),然后減小最終并趨于穩(wěn)定。巷幫側(cè)O-7m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū),應(yīng)力集中系數(shù)范圍由0.26上升到0.98;巷幫側(cè)7-15m內(nèi)為為應(yīng)力升高區(qū),應(yīng)力集中系數(shù)由0.98上升到1.62;巷幫側(cè)15-28m的煤柱內(nèi),應(yīng)力集中系數(shù)由1.71下降至1.04;

巷幫側(cè)28m外,應(yīng)力集中系數(shù)維持在1.0左右。綜合理論計(jì)算與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的結(jié)果可知,2202面?zhèn)认蛑С袎毫?yīng)力降低區(qū)為巷幫側(cè)6-8m,應(yīng)力增高區(qū)距巷幫側(cè)8-28m,原巖應(yīng)力區(qū)為巷幫側(cè)28m外的范圍。(2)雙鴨山窄煤柱寬度計(jì)算

雙鴨山東保煤礦36#煤層采用走向長(zhǎng)壁后退式開采，煤層平均傾角38o，平均厚度1.75m，直接頂由0.4m的粗砂巖和1.0m厚的細(xì)砂巖組成，老頂為6.0m厚的粗砂巖。回采巷道沿頂板掘進(jìn)，巷寬3.2m，上幫高3.8m，下幫高1.3m，斷面為“立幫一平底一斜頂”倒梯形?，F(xiàn)場(chǎng)勘察和實(shí)驗(yàn)室?guī)r石力學(xué)參數(shù)測(cè)定，該煤層頂?shù)装寰鶎儆诜€(wěn)定圍巖，煤體的內(nèi)摩擦角φ=22o。選擇公式如下：

L≥2M?[ctg（45o+φ/2）+1]其中：L:煤柱留設(shè)寬度m；

M:煤層厚度1.75m；

φ：煤體內(nèi)摩擦角22o。經(jīng)計(jì)算得到：L≥5.845m求得煤柱留設(shè)寬度為5．9m。2016年度山西省科技進(jìn)步獎(jiǎng)申報(bào)四臺(tái)礦煤層群開采堅(jiān)硬頂板條件下留設(shè)小煤柱護(hù)巷技術(shù)研究大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司中國(guó)礦業(yè)大學(xué)大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司同大科技研究院二〇一六年四月匯報(bào)提綱一、項(xiàng)目研究背景二、關(guān)鍵技術(shù)與創(chuàng)新三、技術(shù)指標(biāo)先進(jìn)性四、效益分析及應(yīng)用前景五、主要?jiǎng)?chuàng)新點(diǎn)六、知識(shí)產(chǎn)權(quán)研究區(qū)域?yàn)樗呐_(tái)煤礦412盤區(qū)51215回風(fēng)巷埋深247.6m，煤厚2.5m與上覆11煤平均層間距11m，屬近距煤層群煤的單軸抗壓強(qiáng)度17.67MPa，抗壓強(qiáng)度與抗拉強(qiáng)度比值28.5，煤質(zhì)硬脆

基本頂為6.0m厚的粉砂巖，單軸抗壓強(qiáng)度為83.63MPa，屬堅(jiān)硬頂板81215工作面巷道布置示意試驗(yàn)巷道一、項(xiàng)目研究背景一、項(xiàng)目研究背景潛在難題近距上覆煤層遺留煤柱載荷下巷道圍巖應(yīng)力集中實(shí)體煤側(cè)應(yīng)力增高區(qū)脆性較硬煤體掘進(jìn)過程中易片幫近距采空區(qū)下伏煤層采空區(qū)側(cè)堅(jiān)硬頂板附加載荷大面積懸空，易造成沿空小煤柱因頂板旋轉(zhuǎn)推移而整體失穩(wěn)科學(xué)問題近距煤層遺留煤柱下沿空掘巷合理空間位置確定，避開了應(yīng)力集中區(qū)；短錨密支防片幫整體控制技術(shù)，防止了煤壁結(jié)構(gòu)局部側(cè)向片落；穿層長(zhǎng)錨桿側(cè)向生根防止小煤柱整體推移失穩(wěn)控制技術(shù)，實(shí)現(xiàn)了堅(jiān)硬頂板條件下不卸壓（側(cè)向不切頂）小煤柱穩(wěn)定性控制。（1）近距煤層遺留煤柱底板應(yīng)力分布特征（2）沿空巷道圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性（3）堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)二、關(guān)鍵技術(shù)與創(chuàng)新煤柱底板不同深度應(yīng)力分布規(guī)律根據(jù)遺留煤柱（18m寬）對(duì)底板應(yīng)力影響程度不同，分為劇烈影響區(qū)、過渡影響區(qū)和微弱影響區(qū)盡可能將沿空巷道布置在遺留煤柱對(duì)底板的劇烈影響區(qū)以外三區(qū)分布示意劇烈影響區(qū)過渡影響區(qū)微弱影響區(qū)微弱影響區(qū)krh2.1近距煤層遺留煤柱底板應(yīng)力分布特征垂直應(yīng)力水平應(yīng)力煤柱底板下5m、10m、15m、20m、25m和30m處距煤柱中心線30m范圍內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律煤柱底板應(yīng)力分布規(guī)律數(shù)值模擬垂直應(yīng)力云圖水平應(yīng)力云圖12煤處于11煤遺留煤柱劇烈影響區(qū)外將巷道布置在微弱影響區(qū)內(nèi)，即距離煤柱中心線水平15m以外51215回風(fēng)巷布置在距離遺留煤柱中心線約30m處2.1近距煤層遺留煤柱底板應(yīng)力分布特征掘進(jìn)期間，對(duì)覆巖大結(jié)構(gòu)影響較小，上覆巖層仍將保持原有穩(wěn)定狀態(tài)。回采期間，由于受疊加支承壓力作用，砌體梁結(jié)構(gòu)將發(fā)生滑落失穩(wěn)或轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn)，上覆巖層“砌體梁”結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定狀況發(fā)生了變化，造成巷道圍巖應(yīng)力急劇上升。采動(dòng)影響下上覆巖層“砌體梁”結(jié)構(gòu)沿空巷道圍巖穩(wěn)定性2.2沿空巷道圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性采用極限平衡理論和彈塑性理論計(jì)算護(hù)巷煤柱寬度

。最小護(hù)巷煤柱寬度：B=x1＋x2＋x3=5.037~5.913mx1——因相鄰區(qū)段工作面開采而在本區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的

塑性區(qū)寬度，m；x2——巷道掘進(jìn)產(chǎn)生的塑性區(qū)半徑，再增加15%的富裕系數(shù)，m；x3——考慮安全因素而增加的煤柱寬度，x3=（0.15~0.35）（x1+x2）。最小護(hù)巷煤柱寬度小煤柱寬度理論計(jì)算2.2沿空巷道圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性(a)煤體側(cè)向支承壓力在9m處達(dá)到峰值（12.9MPa）；側(cè)向約4m~26m為應(yīng)力增高區(qū)；26m以外為原巖應(yīng)力區(qū)。根據(jù)數(shù)值模擬與理論計(jì)算結(jié)果，確定煤柱寬度取6.0m。采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布(b)小煤柱寬度數(shù)值模擬三維模型2.2沿空巷道圍巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性片幫嚴(yán)重：掘進(jìn)過程中，巷道兩幫煤體片幫嚴(yán)重，同時(shí)迎頭炸幫，影響掘進(jìn)質(zhì)量與安全。變形量大：掘進(jìn)影響期間，沿空幫最大變形量普遍超過1m，實(shí)體煤幫最大變形量接近1m（局部超過1m）。存在隱患：近距采空區(qū)下伏12煤采空區(qū)側(cè)堅(jiān)硬頂板懸空，有可能造成沿空小煤柱因頂板旋轉(zhuǎn)推移而整體失穩(wěn)。巷道幫部變形短鋼帶扭曲2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)傳統(tǒng)支護(hù)存在問題頂板支護(hù)Φ22mm×2000mm螺紋鋼錨桿，間排距850mm×800mm150mm×150mm×12mm厚蝶形托板鋼筋托梁長(zhǎng)3700mm，鋼筋直徑16mm錨索Φ21.8mm×6000mm，間排距1600mm×1600mm（2-3-2布置）幫部支護(hù)Φ22mm×2000mm螺紋鋼錨桿，間排距700mm×800mm150mm×150mm×12mm厚蝶形托板鋼筋托梁長(zhǎng)2300mm，直徑14mm2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)“短錨密支”支護(hù)方案頂板支護(hù)剖面圖2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)“短錨密支”支護(hù)方案頂板支護(hù)平面圖巷幫支護(hù)斷面圖2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)“短錨密支”支護(hù)方案頂板旋轉(zhuǎn)示意12煤頂板堅(jiān)硬，加之上方為11煤卸壓采空區(qū)，開采后不易垮落，容易造成采空區(qū)側(cè)小煤柱上方形成大面積懸臂梁結(jié)構(gòu)（帶附加載荷），進(jìn)而旋轉(zhuǎn)推移小煤柱，造成沿空巷道小煤柱整體推移失穩(wěn)的風(fēng)險(xiǎn)。為防止小煤柱整體推垮失穩(wěn)，應(yīng)對(duì)其進(jìn)行二次加強(qiáng)支護(hù)。實(shí)現(xiàn)了堅(jiān)硬頂板條件下不卸壓（側(cè)向不切頂）小煤柱穩(wěn)定性控制。2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)沿空煤幫二次加強(qiáng)支護(hù)二次加強(qiáng)支護(hù)2.3堅(jiān)硬頂板小煤柱護(hù)巷圍巖控制技術(shù)沿空煤幫二次加強(qiáng)支護(hù)2.4掘進(jìn)階段實(shí)踐效果巷道表面位移兩幫移近量頂?shù)滓平肯锏纼蓭妥畲笠平窟_(dá)37mm。實(shí)體煤幫移近量為15mm，沿空煤幫移近量為22mm。巷道頂?shù)鬃畲笠平窟_(dá)到23mm。其中頂板下沉量為8mm，底鼓量為15mm。圍巖深部位移巷道掘進(jìn)后，1-2天（距掘進(jìn)工作面0~14m）內(nèi)深部圍巖位移量變化明顯4天（距掘進(jìn)頭0~28m）后，深部圍巖位移量基本趨于穩(wěn)定巷道頂板6m范圍內(nèi)整體下沉，各層巖體之間幾乎未出現(xiàn)離層頂板深部變形量沿空幫深部變形量實(shí)體幫深部變形量2.4掘進(jìn)階段實(shí)踐效果

沿空巷道掘出后整體支護(hù)效果

2.4掘進(jìn)階段實(shí)踐效果巷道表面位移測(cè)站1表面位移（距停采線220m）測(cè)站2表面位移（距停采線120m）2.5回采階段實(shí)踐效果回采期間測(cè)站斷面上兩幫最大移近量為290mm，頂?shù)装遄畲笠平繛?67mm。巷道表面位移（巷道各測(cè)點(diǎn)）頂?shù)装逦灰屏孔畲笾淀數(shù)装遄畲笙鄬?duì)移近量為175mm，頂板最大下沉量為38mm，底板最大底鼓量為145mm。巷道底板底鼓量大于頂板下沉量。兩幫最大相對(duì)移近量為312mm，沿空幫最大位移量為260mm，實(shí)體煤幫最大位移量為92mm。沿空幫位移量大于實(shí)體煤幫位移量。2.5回采階段實(shí)踐效果（巷道各測(cè)點(diǎn)）兩幫位移量最大值巷道深部位移頂板深部位移變化實(shí)體幫深部位移變化沿空幫深部位移變化頂板位移始于距工作面約30m處，隨著距離工作面越近，測(cè)點(diǎn)處位移不斷增加實(shí)體幫位移始于距工作面約50m沿空幫位移始于距工作面約45m2.5回采階段實(shí)踐效果工作面回采期間超前段支護(hù)效果2.5回采階段實(shí)踐效果（b）實(shí)體煤側(cè)（a）沿