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济宁三号煤矿8.0Mta新井设计【含CAD图纸+文档】,含CAD图纸+文档,济宁,三号,煤矿,8.0,Mta,设计,CAD,图纸,文档

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专题部分综采工作面沿空掘巷技术浅析摘要：沿空掘巷技术是我国煤炭行业发展高效、绿色开采体系中重要的组成部分。随着采矿技术的发展，沿空掘巷技术以其能提高采出率、改善生产接替以及提高矿井的经济技术效果等优点在煤矿开采中得到了广泛的应用。本文针对沿空掘巷技术，建立力学模型，分析沿空掘巷矿压显现及覆岩移动规律，并且提出了合理的沿空掘巷围岩控制原则。另外参考沿空掘巷成功应用的工程实例，总结了沿空掘巷围岩控制的主要技术手段，对综采工作面沿空掘巷技术进行了全面的陈述。关键词：沿空掘巷；窄煤柱；锚杆；围岩控制；支护The Analysis of Along Goaf Roadway Technology in Mechanized Mining FaceAbstract: Along goaf roadway technology is an important constitute part of developing high efficiency and green mining system in our countrys mining industry.With the development of mining technology,along goaf roadway technology has been widely applied for its advantage in improving recovery rates, ameliorating production and excavates taking over, enhancing the economic and technological effects.Aimed at along goaf roadway technology,a mechanical model was creatd based on the analysis of mine pressure and movement rules of overburden rock appeared during the application,and a reasonable surrounding rock control principle was put forward.Furthermore,by referencing the successful application engineering example of along goaf roadway technology, the main technique method in surrounding rock control was given with a fully comprehensive statement of along goaf roadway technology in mechanized mining face. Keywords: Along goaf roadway；Narrow coal pillar； rock bolt ；Rock control； support1前言综合机械化采煤工艺是用机械方法破煤和装煤、输送机运煤和自移式液压支架支护顶板的采煤工艺，简称“综采”。这种采煤工艺方式使采煤过程中破煤、装煤、运煤、支护和处理采空区等主要工序全部实现了机械化，大幅度降低了劳动强度，提高了工作面单产及安全性，是目前主要发展的采煤工艺。针对这种采煤工艺，逐渐产生了很多行之有效的采煤方法，沿空掘巷就是其中一种先进的有效的采煤方法。沿空掘巷是指随着采煤工作面的开采，将工作面回采巷道废弃，而在下区段回采时完全沿采空区边缘或仅留很窄煤柱掘进巷道，是一种较为先进的采煤方法，不仅可以合理开发煤炭资源，改善巷道围护，减少变形量，而且有利于矿井安全生产和改善矿井的经济技术效果。实践证明，回采巷道实现沿空掘巷后，矿井采出率可提高10%20%，有的甚至提高25%30%，可明显地改善矿井采掘接续紧张状况，特别是对容易自燃发火的煤层能很大程度地消除自燃发火根源，对降低瓦斯涌出有明显作用，并能使回风流中的瓦斯含量减少，特别是在中厚煤层中，采用沿空掘巷技术具有显著的经济效益和社会效益。综采开采时，一般沿煤层底板开掘工作面回采巷道，巷道顶板和两帮全部为煤体，为全煤巷道。留设煤柱一直是煤矿中传统的护巷方法，传统的留煤柱方法是在上区段运输平巷和下区段回风平巷之间留设一定宽度的煤柱，使下区段平巷避开固定支承压力峰值区。区段平巷双巷掘进和使用，技术管理简单，对通风、运输、排水、安全都有利。但是，煤柱损失高达10%30%；且回风巷受二次采动影响，巷道维护困难，支护费用高。煤柱支承压力向底板传播，不仅影响邻近煤层的开采和底板巷道的稳定，还成为引发冲击地压的隐患。煤柱宽一般为1030m。从50年代开始，国内外开展了主要包括沿空留巷和沿空掘巷两种方法的无煤柱护巷技术的试验研究；沿空留巷是在上区段工作面回采的同时构筑的，受到采空区岩层剧烈活动的影响后，无论是顶底板，还是两帮都剧烈变形，巷道维护困难；而沿空掘巷是在第一个工作面采空区岩层活动基本终止，回采引起的应力重新分布趋于稳定后掘进，巷道位于应力降低区，采用较小的煤柱和合理的支护技术保证巷道在掘进及掘后围岩变形较小，煤柱宽度一般为47m，因此沿空掘巷的应力环境和维护条件均优于沿空留巷。在生产实践中，沿空掘巷有沿采空区边缘掘巷和留小煤柱掘巷，当留小煤柱掘巷时，小煤柱越宽，巷道就越靠近支承压力峰值。当本工作面采动，二次采动引起支承压力与初次采动引起支承压力叠加，从而使工作面前方巷道承受更大的支承压力，小煤柱产生剧烈破坏，巷道周边的塑性区、破碎区的范围进一步扩大。从顶板岩层运动角度来分析，回采巷道的变形是由于顶板岩层的挠曲运动而引起支承压力重新分布所致。开采引起采空区边缘煤体上方顶板以一定的垮落角依次向采空区延伸，悬露顶板及部分上覆岩层重量大部分转移到侧向煤体上，小部分由采空区冒落松散体承担，因此，在煤体边缘一定范围内由于上覆岩层悬臂岩梁平衡结构的保护而成为减压区，沿空掘巷应位于断裂顶板平衡岩梁保护之下的减压区，才能有效地避开侧向支承压力对巷道的影响。90年代随着锚杆支护的大面积应用推广，极大促进了沿空掘巷技术的发展，取得了有益的结论，提出了沿空掘巷的理论依据，并把沿空掘巷的类型分为三类，即完全沿空掘巷、留窄煤柱沿空掘巷、留1520m煤柱沿空掘巷。2国门内外研究现状综述沿空掘巷是煤矿井下回采巷道的一种典型形式，一般在相邻工作面推过8个月、或相应距离间隔后开始沿采空区掘进，所留煤柱较小，因此沿空掘巷在其纵向处于相邻采空区的支承压力稳定带、在其横向处于支承压力己释放的煤壁塑性区。沿空掘巷包括沿采空区边缘掘巷、与采空区之间留窄煤柱的沿空掘巷。煤柱宽度对巷道稳定性的影响，主要有两个方面:一是影响巷道围岩应力；二是影响巷道围岩完整性。具体可分为:沿空掘巷围岩的应力状态、沿空掘巷的矿压显现规律和窄煤柱稳定性原理。国内外在沿空掘巷煤柱研究方面做了大量工作，取得了大量成果。2.1工程实践研究综述在国内，沿空掘巷技术的发展大体可以分为以下几个阶段1:（1）20世纪50年代的萌芽阶段，有个别矿井自发地应用沿空掘巷技术；（2）70年代的发展阶段，该阶段对沿空掘巷开始矿压研究，并取得了可喜的成果；（3）80年代初期的完善阶段，提出了沿空掘巷围岩变形特征；（4）90年代的成熟阶段，随着锚杆支护的大面积推广应用，极大的促进了沿空掘巷技术的发展。我国煤矿巷道布置在20世纪70年代以前主要是学习借鉴前苏联的经验，曾主要采用双巷布置留煤柱护巷系统。但由于当时的巷道支护技术落后，留煤柱护巷困难；厚煤层分层开采或近距离煤层群联合开采时，区段煤柱的留设造成的应力集中，不利于下分层或下层煤的开采；厚煤层分层开采时，区段煤柱的留设易于引起煤层自然发火；煤巷采用炮掘法施工，掘进速度慢，双巷布置时准备时间较长。因此，自20世纪70年代后期，我国开始试验推广跨上山沿空掘巷（或沿空留巷）技术。目前，在厚及特厚煤层分层开采中仍主要采用这种布置系统，包括充州矿区在内的许多采用综采放顶煤开采技术的矿区也主要沿用了这种系统。2.2理论研究综述前苏联乌日洛夫矿观测了距采空区不同距离内开掘的巷道变形。结果表明，采空区边界附近煤体的支承压力明显影响范围约为10m，位于支承压力最大影响带(46m)内的巷道产生失稳和较大变形。南非尔岗煤田通过对煤体边缘残余支承压力的观测，得出最大支承压力作用在煤体边缘10m处2。我国早在上个世纪70年代，为配合推广无煤柱护巷技术，先后在开滦、阳泉、平顶山等矿区的三、四十个工作面进行了沿倾斜方向煤体残余支承压力的现场观测，取得了大量的观测结果。通过现场观测结果，对于煤体边缘的力学状态可以分为:卸载松散区、塑性强化区、弹性变形区、原始应力区3。在具体的采矿与地质条件下，有些因素影响采空区边缘煤体应力分布和力学特征。根据国内25个矿区24个矿井27个工作面的观测统计分析，得出主要影响因素有：煤体硬度、直接顶岩性、煤层倾角、煤层采高及开采深度，并得出卸载带宽度、塑性带宽度和影响带宽度的计算公式。7080年代，国内许多院校和研究院所利用相似材料模型，进行了有关煤体边缘应力分布的实验研究。张顶立应用数值模拟方法，对不同煤柱宽度下巷道变形和煤柱中的应力分布进行了分析，得出了巷道变形规律及煤柱中应力分布规律。王同旭在其博士论文中建立了巷道等效不稳定系数的概念，并对煤柱宽度的影响进行了分析。尚海涛在实验室对潞安矿务局煤柱合理尺寸进行相似材料模拟试验研究，进而分析了煤柱尺寸对开采的影响。西安科技大学通过相似材料模拟实验，验证了采深采高、倾角和直接顶等力学参数对沿倾斜支承压力的影响，并得出最大应力集中系数K的关系式。重庆大学采用立体相似模拟，得出煤体边缘支承压力的近似关系，认为支承压力峰值距煤体边缘3-5m，峰值压力集中系数约为1.5，支承压力影响范围为25m左右4。1985年，西安科技大学吴绍倩教授在对采场及沿空煤柱矿压规律进行了深入研究，并结果实际矿井观测结果，系统地提出了无煤柱开采技术，并将该技术在实际矿井进行了应用和推广。刘洋在总结大量煤柱研究的基础上研究了煤柱强度和变形规律，煤柱破坏过程以及合理的煤柱宽度留设方法。李庆忠对综放面小煤柱护巷进行了分析，研究了综放条件下的窄煤柱的变形破坏机理。从理论上讲，沿空巷道布置在沿空侧的塑性变形区即应力降低区，小煤柱的宽度与巷宽之和必须小于塑性变形区的宽度才能保证下区段上顺槽是安全的。但同时也受其他条件的约束：（1）煤体本身的强度；（2）煤层埋藏深度、顶底板岩性、煤层倾角、采空区的范围、顶板管理方法、邻近煤层开采情况等因素；（3）煤柱的形状、尺寸以及煤柱的保留期限。目前在理论研究方面沿空掘巷取得了一些有益的结论:（1）窄煤柱沿空掘巷不仅在掘进期间围岩强烈变形，而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度；（2）留窄煤柱沿空掘巷，因窄煤柱破碎、煤柱支承作用减小，增加了巷道跨度和悬顶距，巷道压力增大、维护困难；（3）窄煤柱裂隙发育、甚至破碎，不同程度存在漏风现象；（4）留窄煤柱改善巷道掘进条件，对加快掘进速度以及隔离采空区是有利的。3沿空掘巷巷道围岩变形的影响因素沿空掘巷巷道变形与破坏主要受三方面因素的影响5:一是巷道工程赋存情况，主要包括应力环境、地下水环境和温度环境；二是巷道围岩地质条件，包括煤岩体的物理力学性质、地质构造及节理、裂隙发育程度；三是巷道施工因素，包括巷道类型、巷道断面形状和尺寸、巷道开挖方式、巷道支护形式、支护参数和支护时机。3.1围岩岩性和顶底板条件结合工程实际需要，根据不规则岩块力学性质实验及指标，对围岩进行分类。在原岩应力作用下，巷道围岩变形随着围岩类型的升高，围岩强度的降低，围岩变形量增大。对于相同埋深的巷道，其所处岩层的岩性不同它的变形是不同的，在抗压强度较大的粉砂岩中，巷道围岩的变形较小，而在抗压强度较小的泥岩中，巷道围岩的变形较大。而且巷道底板变形量大于巷道的其他部位。另外，在煤柱固定支撑压力作用下底板巷道围岩变形速度也与围岩类型关系密切，随着围岩类型的增高，围岩强度的降低，围岩变形速度增大。在巷道未开挖前，岩体应力处于三向平衡状态，巷道开挖后其平衡状态被打破，造成围岩变形两帮收敛和顶底板移近。顶底板的变形破坏，其处的应力环境和动压影响固然是主要的因素，而组成顶底板的岩性也是不可忽视的内在因素，顶底板岩性的强弱同样起到一定的决定作用。3.2采深和应力环境不同岩性的巷道失稳的临界深度不同，在没有到达其临界失稳深度时，围岩处于稳定状态，反之，则处于失稳状态。随着巷道围岩强度的增加，巷道失稳的临界深度增加，巷道失稳以后岩性对围岩移近量的大小仍起作用。随采深的增加围岩强度大的巷道移近量增加的幅度，明显低于围岩强度小的巷道移近量增加的幅度。对于在同一岩层中掘进的巷道，其所处的深度不同它的变形是不同的，埋深较大的同类岩石巷道围岩变形量要大于埋深较小的巷道，随着埋深的增大，巷道围岩的变形也随之增大6。其中底板变形量在巷道围岩变形中所占比重增大。应力环境是与开采深度直接相关的影响因素。应力包括自重应力、构造应力、采动应力、温度应力等。由于开挖引起的应力重新分布造成围岩系统的变形，而地应力重新，分布是否达到危险的程度与地应力量值、方向和性质关系密切，因此，地应力不但是对围岩变形分析计算的前提，而且还是影响地下工程稳定性的基本因素之一。3.3结构面沿空巷道围岩岩体中存在大量的结构面。在高应力条件下，围岩的变形由两部分物质来承担。一是被结构面所切割的岩块，另一部分则是结构面本身。岩体中结构面网络的存在，使岩体强度受到一定程度的弱化和损伤，同时使岩体表现出强烈的各向异性特征。大量研究表明，节理岩体的破坏通常是由于岩体内的节理裂隙的滑移和扩张而形成破坏面，最终导致岩体失稳。因此，就围岩稳定性分析来说，采动条件下岩体变形特点及节理演化效应应予以高度重视。影响结构面滑移变形的主要因素有应力集中系数、倾角和结构面的力学参数。在结构面力学参数一定的情况下，采深、结构面、应力集中系数越大、采深越大、结构面倾角越大，则结构面产生滑移变形的可能性越大。当结构面倾角小于支承压力条件下岩层结构面产生滑动变形的临界角时仅产生压缩变形，不产生滑移变形。结构面倾角越小，产生滑移变形的可能性越大，这就解释了巷道底板岩层小角度结构面产生滑移变形，导致离层，产生底鼓的机制之一。3.4煤柱由于老顶的悬梁作用，上覆岩层的部分重量形成固定支撑压力长期作用在煤柱上，并且随着采深的增大，固定支撑压力的影响区范围增大。煤柱固定支撑压力在底板中传播，形成煤柱底板应力场，影响巷道的稳定，导致巷道底板变形加剧。可见，煤柱的稳定性将直接影响其支承顶板和作用底板的稳定性，从而决定整个巷道围岩的稳定可靠性。而煤柱能否得以稳定，主要取决于煤柱尺寸的大小是否合理，关键在于在保证其稳定的同时，使回采巷道避开侧向应力峰值区7。煤柱宽度对巷道稳定性的影响，主要有两个方面：一是影响巷道围岩应力；二是影响巷道围岩完整性。具体可分为：沿空掘巷围岩的应力状态、沿空掘巷的矿压显现规律和窄煤柱稳定性原理。总之，沿空掘巷巷道围岩变形的原因是采深、煤柱和岩性共同作用的结果，巷道围岩的稳定状态，以及围岩变形量的大小，主要与围岩应力和围岩岩性有关。4.沿空掘巷岩体结构及其稳定性研究4.1巷道围岩力学环境沿空掘巷的围岩力学环境与其它类型的回采巷道相比，一般具有以下四个显著的特点:（1）巷道处于应力降低区巷道因沿上工作面采空侧煤体的底板掘进，由于掘巷前采空侧煤体在较大范围内己产生变形或者局部破坏，造成煤体应力卸载，当采用沿空掘巷时，巷道处于应力降低区内，这种力学环境对沿空掘巷的稳定是有利的8。（2）掘巷期内围岩应力集中程度小巷道本身在应力降低区内掘进，且巷道顶部及两帮的煤体裂隙发育程度较原始状态更高，已基本呈塑性状态，故掘巷过程所引起的围岩应力的再分布相对于其它回采巷道来说，其影响并不是很明显。也即，沿空掘巷引起的应力集中程度不大，对巷道稳定性影响较小，这是沿空掘巷围岩应力场的主要特点之一。（3）回采期间应力集中程度很大沿空掘巷在掘巷影响及稳定期内，巷道围岩应力较小，巷道变形并不严重。但在本工作面回采时，采场上覆岩体结构发生变化，应力重新分布并向周围的煤岩体转移，巷道上覆煤岩体的应力产生叠加，导致巷道围岩结构的外部载荷急剧加大，巷道围岩变形量很大，一般地，工作面受采动影响时巷道的围岩变形量是巷道掘进期间的5一6倍甚至更大。因此，这类巷道在采动影响时的变形量是很难控制的，而采用锚杆支护对维持其稳定则具备更有利的条件。（4）巷道围岩松散破碎受到上一区段工作面采动影响，窄煤柱巷道附近围岩总体上处于塑性破坏状态，巷道围岩变形量大，支护困难9。4.2沿空掘巷的矿压显现4.2.1沿空掘巷的围岩应力和围岩变形沿空掘巷之前，岩层已经稳定的采空区附近，处于极限平衡状态下煤体的残余支承压力分布见图4-1中1。沿空掘巷破坏了原有平衡，在巷道边缘的煤体会出现新的破碎区、塑性区，支承压力向煤体深部移动（图4-1中2），移动距离近似等于煤柱宽度，应力场扰动不大一般经过10d左右，变形速度趋向稳定。巷道受到本区段工作面回采影响后，处于支承压力的重叠区内，围岩变形会显著增长，通常巷道的维护不太困难10。4.2.2窄煤柱巷道的围岩应力和围岩变形窄煤柱巷道是指巷道与采空区之间留58m的煤柱，巷道掘进前，采空区附近沿倾斜方向煤体内应力分布（图4-2中1）与图4-1中1完全一样。窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处于残余的支承压力峰值下，由原来承受高压的弹性区，衍变为破碎区、弹性区；随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布如图4-2中2所示。窄煤柱巷道不仅在掘进期间围岩强烈变形，巷道围岩一直保持较大的速度持续变形，顶板强烈下沉和地板鼓起。巷道的压力主要来自窄煤柱一侧，窄煤柱实际上已遭到严重破坏，不仅对顶板支承作用有限，而且使巷道实际跨度和悬顶距离增加。因此，窄煤柱巷道的围岩变形要比沿空巷道大一倍左右11。图4-1 沿空掘巷引起的煤邦应力重新分布1-掘巷前的应力分布；2-掘巷后的应力分布I-破碎区；II-塑性区；III-弹性应力增高部分；IV-原岩应力区图4-2 窄煤柱护巷引起的煤邦应力重新分布1-掘巷前的应力分布；2-掘巷后的应力分布I-破碎区；II-塑性区；III-弹性应力增高部分；IV-原岩应力区对于综放工作面沿空掘巷而言，由于煤层采放厚度大，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斜，侧向支承压力向煤体内转移，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，煤柱承载作用较小，同时，在煤体边缘一定范围内形成应力降低区，为沿空掘巷创造了有利条件12。4.2.3沿空掘巷的三种方式90年代随着锚杆支护的大面积应用推广，极大促进了沿空掘巷技术的发展，取得了有益的结论，提出了沿空掘巷的理论依据。根据煤层赋存情况、地质条件和所采取的技术措施不同，沿空掘巷可分为三种方式，即完全沿空掘巷、留窄煤柱沿空掘巷（留小煤墙掘巷）、留1520m煤柱沿空掘巷（保留部分老巷断面掘巷方式）。在生产实践中，沿空掘巷包括沿采空区边缘掘巷、与采空区之间留煤柱的沿空掘巷。（1）完全沿空掘巷完全沿空掘巷就是上区段采动影响稳定之后，紧贴上区段废弃巷道，在煤层边缘的煤体内重新掘进一条巷道，如图4-3所示。由图4-4可以看出完全沿空掘巷，采空区边缘煤体是己卸载的松驰区，煤体深处是能够承载的塑性区和弹性区，所以沿空掘巷是在原先的松驰区掘进。在松驰区沿空掘巷又破坏了原来平衡状态，支承压力的垂直应力分布向煤体深部移动，一般向煤体深部移动的距离约为新掘巷道的宽度。由于应力的重新分布，巷道的顶帮会有明显的变形这种方式优点是：煤体边缘为低压区，掘进受压不大，有利于巷道的维护；紧靠上工作面采空区掘进，完全取消了上、下工作面之间的护巷煤柱，有利于提高资源回收率；煤层边缘地带经过压松和卸压，使瓦斯得到了自然释放，可减少甚至完全消除冲击地压及煤和瓦斯突出的危险，有利于掘进和生产的安全。完全沿空留巷易于维护，煤炭回收率高，适于老空积水少、老顶矿石破碎、低瓦斯的矿井。（2）留窄煤柱沿空掘巷留设窄煤柱沿空掘巷方式的特点是上区段采动影响后，巷道不紧贴上区段采空区边缘掘进而是在巷道与采空区之间留设47m的窄煤柱。留小煤柱的沿空掘巷方式用于顶板不能充分冒落，煤层有倾角，采区有积水等情况。其目的是防止顶板二次冒落对巷道影响，防止采空区向掘巷窜矸和流人采空区的积水等13。沿空掘进的主要目的是使巷道处于煤体边缘的低压区及减少煤炭资源损失。图4-3 巷道掘进位置示意图1-完全沿空掘巷；2-留窄煤柱沿空掘巷；3-留1520m掘巷留设窄小煤柱沿空掘巷技术是提高煤炭回收率的有效途径之一。而且还可以减小工人劳动强度和巷道维修费用。同时，锚网永久支护的方法比工字钢棚支护方式更加有利于维护巷道的稳定性，更加有利于减少巷道的维修费用。有的矿地质条件复杂、断层纵横交错、上区段老空积水较多，故选用留设小煤柱沿空掘巷。煤柱留设主要防止老空积水、有害气体及大块岩石窜入巷道内，在上述前提下，留设煤柱越小越好，特别是沿空掘巷需要做进尺巷时，留设小煤柱则更有必要。综放工作面完全沿空掘巷虽然掘进巷道处于最佳的受力状态，但是在实际运用中由于采空区的水和瓦斯及其冒落的研石会对巷道的正常掘进构成危险，而且也给掘进通风造成一定的影响。因此一般不采用完全沿空掘巷而采用留窄煤柱沿空掘巷14。全国绝大多数煤矿回采巷道长期以来，一直沿用留宽煤柱的方法维护。护巷煤柱宽度留设过大，导致采出率低，损失大量煤炭资源。因此，研究工作面无煤柱开采或最大限度减少护巷煤柱损失量，对提高采出率具有重要意义。但是留窄煤柱有利也有弊，主要有：留窄煤柱沿空掘巷，巷道位置处于侧向残余支承压力峰值附近，掘巷扰动了侧向支承压力分布，因而，留窄煤柱沿空掘巷不仅在掘进期间围岩强烈变形，而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度，比沿采空区边缘不留煤柱沿空掘巷变形剧烈；留窄煤柱沿空掘巷，因窄煤柱破碎、煤柱支承作用极小，增加了巷道跨度和悬顶距，巷道压力增大、维护困难；窄煤柱裂隙发育、甚至破碎，不同程度存在漏风现象；留窄煤柱改善巷道掘进条件，对加快掘进速度以及隔离采空区是有利的。4.3沿空掘巷围岩破断的基本规律4.3.1沿空掘巷老顶破断的基本规律综放工作面自开切眼向前推进一段距离时，首先在悬露老顶的中央及两个长边形成平行的断裂线I1、I2，再在短边形成断裂线n，并与断裂线I1、I2贯通，最后老顶沿断裂线I1和I2回转且形成分块断裂线m，而形成结构块1、2。老顶在采空区中部接触研石后，运动较平缓。老顶初次破断后的平面图形近似呈椭圆状，见图4-4a。随着工作面的继续推进，顶板出现周期性垮落，依次出现断裂线I2，并绕周边断裂线n回转形成周期性顶板垮落，如图4-5b所示。又形成新的结构块，即图4-4b中的1、3结构块。沿空掘巷的直接顶板除采空区自然冒落外，必然由于结构块即2、3结构块的运动而被迫下沉。因此，结构块2、3的稳定状况直接影响沿空掘巷的稳定状况。一般来说，窄煤柱很难阻止结构块3的旋转下沉。当老顶破断下沉时，窄煤柱进入塑性屈服状态，使其适应结构块3的旋转下沉，以减小对窄煤柱的压力15。图4-4 沿空掘巷老顶破断基本形态4.3.2沿空掘巷的围岩变形破坏特征根据国内有关沿空窄煤柱巷道的应用研究，沿空窄煤柱巷道围岩变形有以下特点:（1）对于中等稳定围岩的综放沿空窄煤柱巷道，超前90m左右就出现采动影响，明显变形出现在工作面前方35m左右，分别比实体煤巷道增加近20m，巷道剧烈变形在工作面前方010m，综放面沿空巷道顶底板移近量比实体煤巷道增加510倍，两帮相对移近量增大10倍以上，回采影响期间巷道围岩移近量与掘进影响期间相比较，沿空巷道前者是后者的510倍，实体煤巷道前者是后者的1.21.5倍，实体煤巷道的顶、底板及两帮变形大体相近，而沿空巷道两帮移近量大于顶底板移近量，前者是后者的2倍左右16。（2）由于受多次采动影响，巷道围岩变形量大，并且两帮变形量大于顶底板移近量，刚性支护比较困难，一般情况下，以护为主，以支为辅。（3）由于受多次采动影响和移动性支承压力的作用，巷道矿压显现表现出一定的周期性，工作面每推进一段距离，巷道就出现一次剧烈变形，这与工作面顶板来压规律比较相似。（4）在掘进期间，巷道变形量沿空侧大于实体煤侧，而在回采期间，巷道变形量是沿空侧小于实体煤侧。沿空煤巷锚固体结构由顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮锚固区组成一个有机整体，其变形和破坏是各组成部分相互作用、相互影响的综合结果。由于小煤柱受上区段工作面回采影响很大，煤体的破坏程度较高，当它发生变形破坏时，将使巷道顶板的承载基础作用降低，进而导致顶板向煤柱侧采空区旋转、向巷道内移近和向下沉降，从而造成巷道锚固体结构的变形破坏，即为小煤柱诱导型破坏。而实体煤帮的应力集中程度是最大，回采时常常因过大的垂直应力而向巷道内强烈位移和显著下沉，其过大的移近量将使顶板下沉而垮落，从而导致巷道变形破坏。4.4巷道压缩下沉与底板鼓起之间的关系沿空掘巷底鼓与实体煤巷道底鼓有着明显差异：（1）回采期间，沿空掘巷的底鼓量比围岩相同条件下的实体煤巷道的底鼓量要大的多；（2）沿空掘巷底鼓呈现不对称性，煤柱底板的底鼓比实体煤帮的底鼓显著。这些差异是由于沿空掘巷的应力分布的特殊性造成的，上区段工作面回采，在本区段采空区侧煤壁产生侧向支承压力，工作面的支承压力在工作面前方与侧向支承压力叠加在实体煤侧形成高应力所示。由此可见，对沿空掘巷的侧向支承压力和超前支承压力的研究对揭示底鼓的机理是十分重要的17。顶板下沉和巷帮压缩下沉，引起巷道两帮围岩向巷内移动，两帮煤体将部分嵌入底板，因而加剧巷道底鼓的发生。在巷道两帮煤体向巷内移动的同时，形成新的水平应力，也称为二次水平应力，二次水平应力主要是由于采动作用引起的，由于二次水平应力的作用，使底板受拉应力作用的岩层加剧产生较大的结构效应，从而使巷道底板产生较大的压曲效应。底板岩体中的破裂面形态是巷道底鼓产生的主要因素，决定了巷道底鼓发生时所呈现的形式和底鼓量的大小。底板岩层的破裂面为沿岩体原生结构面形成的破裂面，主要是由于采动超前和侧向支承压力叠加作用使底板岩石破坏而产生的新生破裂面。不同的底板岩体结构和应力状态将产生不同形态的破裂面，层状的底板岩层，破裂面可沿层面发育，薄层状岩体可能发生折断，形成挠曲褶皱性底板；由于底板岩层既有水平层理又有大量的垂直节理，因而破裂面既可沿层面发育，又可沿垂直节理发育，从而导致底板岩体呈现破碎状态；加之巷道底板由于水的浸入，这样就加速各种破裂面的形成和发展，一般回采巷道底鼓是这两种形式的组合。4.5沿空掘巷上覆岩体结构稳定性分析4.5.1沿空掘巷顶板关键层煤层顶板岩层中，由于成岩矿物成分及成岩环境等因素不同，岩层厚度和力学性质存在较大差别。其中一些较坚硬并具有一定厚度的岩层起着主要的控制作用，它们破断后形成的结构直接影响着采场及周围巷硐的矿压显现和岩层活动，这些对岩体活动全部或局部起控制作用的岩层称为关键层。关键层判别的主要依据是其变形和破坏特征，即关键层破断时，其上覆全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调一致的；前者称为岩层活动的主关键层，后者为亚关键层。关键层理论是分析研究沿空巷道上覆岩层稳定性的理论基础，与采场相比沿空巷道顶板岩层结构具备以下特征：（1）在巷道整个服务时期，随着采面不断向前推进，上覆岩层结构运动形式有所不同，通过巷道顶板对沿空巷道围岩稳定的影响方式和程度差异悬殊。同时，掘进巷道再次扰动上覆岩层结构引起应力重新分布，形成更复杂的叠加支承压力18。（2）沿空巷道沿相邻区段采空区边缘布置，顶板岩层处于采空区上覆岩层结构固支边与铰结边之间，其顶板岩层断裂成弧形三角板。（3）沿空巷遭跨度较小，工作面老顶岩层结构对巷道围岩稳定性影响最显著，与巷道顶板下沉变形基本一致。沿空巷遭条件下，老顶一般可视为亚关键层。4.5.2采空区上覆岩层结构与沿空巷道的关系从围岩力学性质和应力环境来分析，沿空掘巷是一类特殊的回采巷道。上区段工作面回采后，采空区上覆岩层垮落，老预形成“O-X”破断。随着工作面推进，老顶周期性破断，破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体粱结构，在工作面端头破断形成弧形三角块(图4-6)。老顶岩层在直接顶岩层垮落后，一般在煤体内断裂、回转或弯曲下沉，在采空区内形成岩层承载结构。沿工作面倾向，岩体A、岩块B、岩块C组成铰接结构，该结构稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层的断裂参数。采空区上覆岩层移动稳定后，沿空巷道位居岩块B的下方。岩体A为本区段工作面老顶岩层，岩块B为上区段工作面采空区靠煤体一侧的弧三角板，岩块C为上区段工作面采空区垮落矸石上的断裂岩块（图4-5）。岩块B对沿空巷道上覆岩层结构的稳定起重要作用，对弧三角块结构稳定性进行力学分析，揭示老顶三角块结构稳定状态与沿空巷道稳定状态的关系，对合理确定沿空巷道位置及支护参数具有重要意义19。图4-5 采空区上覆岩层结构示意图4.5.3掘进前上覆岩体结构稳定性分析上工作面回采过程中，采空区中部顶板岩层活动表现为旋转下沉和平移下沉。采空区侧的直接顶，在自重应力作用下，从下往上分层垮落。随老顶岩梁的变形，老顶上覆岩层的重量逐渐转移到煤体深部，使煤体深部出现应力集中，煤体边缘及采空区处于卸压状态，之后，随老顶岩梁的旋转，老顶在侧向煤体深部断裂，老顶岩梁在直接顶和冒落碎研的支撑下，形成侧向砌体梁结构。随采空区逐渐压实，形成的砌体梁结构逐渐趋于稳定。该阶段顶板活动以旋转下沉为主，变形速度快，变形量大。但研究显示:沿空掘巷掘进及稳定阶段围岩移近量小，而在本工作面回采期间变形剧烈。这表明，沿空掘巷的稳定性与顶板岩层中一层或几层坚硬岩层断裂后结构的稳定性密切相关。因此研究和识别由于这类顶板的断裂而形成的上覆岩层“砌体梁”结构的稳定性对认识巷道在服务期内压力的变化、确定沿空掘巷的合理位置、优化沿空掘巷支护参数是十分必要的。在研究沿空掘巷上覆岩层“砌体梁”结构稳定性时，应用关键层理论的基本原理和方法无疑是适用的。但是，沿空掘巷上覆岩层结构与采场的情况又不尽相同，因此须针对沿空掘巷的具体条件和特殊情况加以解决。概括起来，沿空掘巷与采场上覆岩层结构的不同之处有20：（1）回采工作面是不断往前推进的，“砌体梁”结构的运动只是在回采工作面前后一定范围内；而沿空掘巷所在位置的关键顶板在上区段回采时就要受到上覆岩层运动的影响，掘巷和巷道整个服务期间，又要受到本工作面上覆岩层运动的影响。（2）上区段回采时沿空掘巷所在位置的上覆岩层处于固支边与自由边相交处，因而其上覆关键层断裂成弧三角板，这与采场是有区别的。（3）对沿空掘巷稳定性影响最大的主要是直接顶上面的老顶，因此，应研究老顶断裂、运动、稳定对沿空掘巷的影响。相邻工作面煤层采出后，上覆岩体的垮落特征、垮落后的赋存状态在一定程度上取决于老顶岩层的断裂特征及其垮落后的赋存状态。上区段工作面煤层采出时，在工作面支架推过后，上覆岩层在支承压力和自重的作用下首先离层、垮落。工作面支架推过后，随着上区段煤层的采出和靠近采空侧岩体的垮落，直接顶岩层随之发生不规则或规则的垮落下沉，最终与其上部老顶岩层发生离层。侧向方向的直接顶垮落后，老顶岩层在煤体内断裂，并发生回转或弯曲下沉，直至在采空侧形成铰接结构。该结构的稳定性与采空区充满程度及老顶岩层的断裂参数密切相关22。4.5.4掘进时上覆岩体结构稳定性分析从围岩力学性质和应力环境来分析，沿空掘巷是一类特殊的回采巷道。由于上区段工作面回采，采空区上覆岩层垮落，基本顶初次来压形成“O-X”破断，周期来压即基本顶周期破断后的岩块沿工作面走向方向形成砌体梁结构，在工作面端头破断形成弧形三角块闭。弧形三角块断裂在煤壁内部旋转下沉，它的运动状态及稳定性直接影响下方煤体的应力和变形，沿空掘巷在其下方，一般在采空区上覆岩层基本稳定后掘进，巷道掘进一般不影响三角块结构的稳定；而当受到下区段工作面回采超前支承压力作用时，弧形三角块结构的稳定性及运动状态必将发生较大的改变，并通过顶板作用于沿空巷道，因此弧形三角块结构的稳定性及运动状态对沿空掘巷的稳定性有重要影响。现场实践也表明:沿空掘巷在掘进影响阶段及掘后稳定阶段变形较小，受工作面采动影响之后，巷道围岩活动剧烈，加上围岩松软破碎，造成工作面回采时巷道变形量很大。基本顶的稳定状况及位态直接影响沿空掘巷围岩稳定状况，因而，基本顶破断后形成的结构构成了沿空掘巷的上部边界23。沿空掘巷一侧为未开采的实体煤、另一侧为上区段采空区，上区段工作面基本顶在实体煤侧为固支边，基本顶在煤体侧的断裂线深入煤壁内，破断形成关键块后，以煤体之上的断裂线为轴，向下旋转。基本顶之上的软弱岩层可视为作用于其上的载荷，受到工作面采动影响之前，关键块上部的软弱岩层与其上部硬岩层离层、失去力的传递。关键块与实体煤侧的岩体、采空区侧的块体形成铰接结构。留窄煤柱沿空掘巷，工作面回采影响阶段，在超前支承压力和侧向支承压力叠加作用下，实体煤侧岩块下方的煤体、顶板压缩下沉，采空区侧岩块下方的研石压缩下沉，关键块发生旋转下沉，其稳定性及位态发生改变。留窄煤柱沿空掘巷，巷道远离基本顶三角块结构，可以认为基本顶三角块结构是沿空掘巷的上部边界，在不同阶段，三角块结构的受力状况相差较大，它的运动状态及稳定性是变化和发展的，使得沿空掘巷的外部力学环境更为复杂，三角块结构的运动状态和稳定性通过直接顶、老顶影响巷道稳定性。基本顶三角块结构的稳定性变化过程为：上区段工作面回采后采空区上覆岩层冒落而形成该结构、沿空掘巷对该结构扰动、本区段工作面回采时超前支承压力对该结构的作用，其稳定性是一个从掘巷前的稳定状态一掘巷期间的扰动一掘巷后的稳定一工作面采动影响稳定状态改变的动态响应过程。其稳定状况主要可分为掘巷前、掘巷时、掘巷后及工作面采动影响三个阶段。4.5.5掘巷后上覆岩体结构稳定性分析上覆岩体结构在巷道掘进前是稳定的，掘巷后，这种稳定状态是否能够继续保持，这对沿空掘巷掘进期间的稳定性是非常重要的。巷道在上覆岩层下方的煤体中掘进，巷道上方赋存的直接顶厚度较大；同时，巷道的掘进位置又处于支承压力相对较小的低应力区。因此，巷道掘进对其上覆煤岩层的扰动并不会影响到此结构的稳定，此时，关键块的变形及受力特点不变，上覆岩层结构仍将保持原有的稳定状态，巷道外部力学环境没有大的变化。沿空掘巷在掘进影响期间，围岩的变形主要由掘巷时围岩应力的重新分布造成。虽然巷道在上区段侧向支承应力降低区内掘进，但由于巷道围岩主要由已发生了一定程度变形破坏的煤体所组成，故对围岩应力的反映很敏感，即使较小的应力集中，也可能导致巷道围岩较大的变形；当巷道掘进稳定后，围岩的变形主要由软弱破碎围岩的蠕变而引起。因此，只要及时采取一定的支护措施，就不会对巷道上覆岩体结构的稳定构成危害，可以有效地控制巷道在掘进期间的围岩变形量，并能减小巷道在掘后稳定期间因围岩蠕变产生的变形。沿空掘巷在掘进影响期间，围岩的变形主要由掘巷时围岩应力的重新分布造成。虽然巷道在上区段采空侧应力降低区内掘进，但由于巷道围岩主要由已发生了一定程度变形破坏的煤体组成，故其对围岩应力的反映很敏感，即使是较小的应力集中，可能也会导致巷道围岩较大的变形；当巷道掘进稳定后，围岩的变形主要由软弱破碎围岩的蠕变而引起。因此，只要在综放沿空掘巷掘进时，及时采取一定的支护措施，就不会对巷道上覆煤岩体结构构成危害，可以有效地控制巷道在掘进期间的围岩变形量，并能减小巷道在掘后稳定期间因围岩蠕变产生的变形。根据上面对综放沿空掘巷在掘进前后的上覆岩层结构稳定性分析，我们认为，在该条件下完全可以采用锚杆支护来维护巷道，巷道稳定的关键在于:合理的支护对策、把握合理的锚杆支护时机、及采用高可靠的锚杆支护技术。4.5.6采动影响下沿空掘巷围岩变形分析窄煤柱的回采巷道沿煤层底板掘进，顶板为煤体，巷道围岩应力分布和围岩变形规律与其它回采巷道不尽相同。这类巷道在采空区侧的煤体中掘进，煤体在采空区侧向支承压力的作用下变形、破碎，承载能力降低，在本工作面回采时，沿空掘巷上覆岩体结构的稳定状态将被打破，造成巷道压力加大，变形剧烈。回采影响时期，由于受叠加支承压力作用，砌体梁结构将发生滑落失稳或转动失稳，窄煤柱将失去砌体梁结构的保护；窄煤柱遭破坏，对老顶岩层的回转下沉所引起的巷道变形无能为力，老顶将进一步倾向回转、下沉。距煤壁较近时，老顶在走向方向也回转、下沉，老顶的活动较为复杂，巷道矿压显现剧烈。从理论和现场实践可知，综放开采沿空掘巷在受本区段工作面采动影响时，巷道围岩的变形很大，主要原因在于本工作面回采时，沿空掘巷上覆岩层“砌体梁”结构的稳定状况发生了变化，造成巷道围岩应力急剧上升。沿空掘巷上覆岩层结构在回采时仍会保持随机的平衡状态，但在其稳定状态发生变化的过程中，将会导致巷道围岩变形的不断增大。沿空掘巷在受到本区段工作面回采时，上区段工作面回采后形成的上覆岩层“砌体梁”结构原有的平衡状态将受到强烈的影响而产生破坏，上覆岩层将要形成一个新的平衡结构，在这一上覆岩层运动过程中，沿空掘巷将要受到采动的强烈影响，而使巷道围岩产生强烈的变形和破坏，此时底鼓现象尤为严重。沿空掘巷在受到本工作面回采影响期间，由于采动支承压力作用，巷道围岩变形远远大于掘进影响期间，前者一般为后者的5一10倍。由于沿空掘巷所处的应力环境与实体煤巷道完全不同，上工作面的开采，在本工作面采空区侧形成侧向支承压力，使采空区边缘的煤体进入塑性状态；同时，上工作面底板岩层遭到破坏，本工作面采空区侧底板的水平应力被释放，而且沿空掘巷布置在应力降低区，因此沿空掘巷从掘进到本工作面回采前，即不受本工作面采动影响时沿空掘巷底板一般比较稳定。在受到本工作面采动影响时，由于本工作面的超前支承压力和上工作面的侧向支承压力叠加作用在沿空掘巷附近形成高支承压力，巷道上覆的老顶岩层发生二次回转运动，致使沿空掘巷顶板下沉、巷帮煤柱产生压缩变形、窄煤柱全部进入塑性或破碎状态，煤柱承载能力甚微，巷道底板鼓起，并且在二次水平应力作用下，巷道底板岩层产生压曲破坏，从而使沿空掘巷围岩变形比实体煤巷道围岩大得多。4.6沿空掘巷的围岩稳定基本原理4.6.1沿空掘巷的围岩力学环境沿空掘巷的围岩力学环境与其它类型的回采巷道相比，一般具有以下三个显著的特点:（1）巷道处于应力降低区；（2）掘巷期内围岩应力集中程度小；（3）回采期间应力集中程度很大。4.6.2沿空掘巷上覆岩体大结构稳定性分析基于老顶岩层的上覆岩体大结构的稳定性是一个与上区段工作面回采、掘巷、及本区段工作面回采时载荷从稳定到不稳定到稳定到不稳定的动态响应过程。研究和实践表明，沿空掘巷上覆岩体在巷道掘进及本工作面回采前是可以保持稳定的，但在受本工作面采动影响时，其稳定性将受到严重影响。沿空掘巷在受到本区段工作面的回采影响时，巷道与上覆岩体大结构的平面关系如图4-6所示。其过程可归结为24：（1）本区段工作面回采时，采空区老顶岩层产生新的破断，由于沿空掘巷位于回采工作面前方，这种破断不会在沿空掘巷上方产生，只是在回采工作面采空区内，长边破断线直接与原有关键块体沟通，也即新产生的岩块A与原有三角形板B相连通，如图4-6(a)所示。（2）老顶岩层破断后，块体A将分别在回转力矩m和M的作用下向本工作面侧向三角板B方向回转下沉，进而破坏了工作面前方沿空掘巷大结构原有的平衡状态，大结构中的铰接岩体A和关键块B处于运动和不稳定状态，从而引发B块的一定下沉和在工作面前方形成较高的支承压力。（3）上覆岩体大结构在较高支承压力的作用下，岩块A和岩块B将有一定的回转下沉，如图1(b)中的W所示。大结构的这种运动和不稳定状态将造成沿空掘巷围岩应力的再次重新分布和集中，其影响程度远大于掘巷时围岩应力的重新分布和集中。需说明的是:掘巷和回采时围岩应力的来源不同，巷道围岩应力在掘巷期间是由于掘进引起的围岩小范围内的应力集中；而在回采时，围岩应力的集中则来源于上覆岩体大结构这个外部力学环境的变化。图4-6 回采时沿空掘巷的上覆岩体大结构的平面和剖面实体图W-沿空掘巷上覆岩层大结构的下沉量；M-关键块体B的回转力矩；m-本工作面老顶岩层向采场回转的力矩（4）沿空掘巷在回采时围岩应力的强烈集中，加上巷道围岩性质的软弱性质，使沿空掘巷围岩产生大变形；同时，由于大结构造成的巷道围岩应力重新分布的不均匀性，使得巷道顶板、底板、实体煤帮及煤柱在变形方式和变形量上存在较大的差异。（5）上覆岩体大结构从受工作面回采影响起，直到临近工作面端头的过程中，上覆岩体大结构上的载荷虽然是在不断增加，但由于各岩块间的支承条件并没有改变，故仍会保持随机的平衡状态，不同的是块体间的受力情况发生了一定的变化。因此，在工作面推过之前，大结构的稳定性不会受到根本的改变，因而只要巷道支护合理，巷道锚杆支护与围岩形成的小结构保持稳定，巷道就不会受到破坏，大结构的稳定平衡状态只有在工作面推过后才会被打破，进而发生失稳，造成巷道的彻底破坏。综上分析可以得出这样的结论：沿空掘巷在本工作面回采时，巷道上覆岩体大结构不会发生失稳垮落，但其一定程度的下沉变形是不可抗的，此时保持巷道围岩的稳定性除了适应上覆岩层的下沉外，还应加强锚杆支护和其他支护措施，使巷道围岩锚固结构保持稳定，进而保证沿空掘巷在生产期间的正常使用。4.6.3沿空掘巷围岩锚固小结构稳定性分析锚杆支护巷道的稳定是通过在巷道围岩中系统布置锚杆，使锚杆群、锚杆的辅助构件及其锚固范围内的围岩形成一个整体承载结构，通过该结构良好的承载性能和对其外部围岩变形的适应性，充分发挥较深部围岩的自承能力，从而保证巷道的稳定性。相对于沿空掘巷上覆岩体的大结构而言，我们把这个由巷道周围锚杆组合支护与围岩形成的统一承载结构称为沿空掘巷围岩小结构。围岩小结构作为顶板、底板、实体煤帮和煤柱帮锚固区组成的一个有机整体，其变形和破坏是各组成部分相互作用、相互影响的综合结果，由于巷道所处的应力环境呈现明显的不均衡性，故其变形与破坏也将呈现非均匀的特点。通过现场实践和理论分析研究，得出围岩小结构变形破坏的类型主要有以下几种：（1）窄煤柱诱导型破坏窄煤柱作为围岩小结构一个很重要的组成部分，由于煤柱本身受上区段工作面回采影响很大，煤体的破坏程度较高，当它发生变形破坏时，将使巷道顶板的承载基础作用降低，进而导致顶板向煤柱侧采空区下沉破坏，产生向巷道内移近和向下沉降，从而造成巷道围岩小结构的变形破坏，称之为窄煤柱诱导型破坏。（2）顶板诱导型破坏由于受巷道上覆岩体大结构的影响，顶板煤体在掘巷前变形同样很严重。同时，受上覆岩体断裂回转的影响，在巷道顶板煤体中将形成一组裂隙。在掘巷前，顶板煤体呈压缩状态，当巷道掘进后，煤体所贮存的压缩能量将释放，此时如果不能及时提供有效的支护阻力，将造成顶板煤体在其自重及上覆岩体压缩产生的变形压力作用下发生明显的下沉，甚至冒落，随着顶板下沉量的加大，顶板上方的载荷将向窄煤柱和实体煤帮移动，结果可能会使窄煤柱载荷加大而破碎失稳，同时实体煤帮及底板的稳定状态也会变化，使巷道围岩小结构破坏，称之为顶板诱导型破坏。（3）实体煤帮诱导型变形破坏实体煤帮的围岩性质相对于顶板及煤柱要好一些，但相对于巷道的其它部位来说，实体煤帮的应力集中程度是最大的，尤其是在巷道受采动影响时，垂直应力的集中系数可达4左右。实践中，实体煤帮常常因过大的垂直应力而向巷道内强烈位移和显著下沉，其过大的移近量将使顶板向实体煤侧发生倾斜而垮落，同时也会诱导靠近实体煤帮的底板严重臌起，这种小结构的变形破坏机理称为实体煤帮诱导型破坏。（4）底板诱导型破坏沿空掘巷的底板一般为强度较低的软弱岩体，巷道掘巷期间，巷道的围岩应力相对处于一较低的环境中，此时，底板一定深度虽有程度较大的水平应力集中作用，但底板一般均能保持稳定。在受采动影响时，上覆岩体将引起巷道围岩应力的上升，增大的垂直应力作用在实体煤帮，并有效地传递到底板岩层中，使原来的水平应力发挥作用，从而导致巷道发生底臌。由于底板中垂直应力集中的不均衡性，软弱的底板岩层臌起也是不对称的。在兴隆庄矿底板条件下，靠近实体煤帮的臌起量明显较大25。从巷道支护的整体稳定性来考虑，沿空掘巷的围岩小结构无论是在围岩本身特性，还是在加固后的力学特性上，均具有明显的非均衡现象。因此，保持小结构本身的稳定是沿空掘巷稳定的根本。5.沿空掘巷窄煤柱巷道围岩控制理论沿空窄煤柱巷道是一种围岩成分特殊、应力状态复杂、变形分布不均匀、受采动影响严重且变形量大的较为特殊的软岩回采巷道，传统的回采巷道支护方式如木棚支护、工字钢梯形棚或U型钢金属棚支护由于多数为“被动”支护，初始支护阻力低，抗侧压变形能力差，巷道变形量大，支柱折损严重，巷道返修率高，严重影响巷道的掘进速度和工作面的推进速度，并且钢材和坑木消耗量大，施工安装及回撤支架费工费时，工人劳动强度大等弱点，不能很好地满足沿空窄煤柱巷道围岩的特点和支护要求，而锚杆支护属于主动支护，与传统的棚式支护相比，其技术经济优越性显著，它可以充分利用围岩的自身承载能力将载荷体变为承载体，随着围岩变形增加，支护阻力也增加，锚杆不仅能限制围岩变形而且还能加固围岩，提高围岩的整体稳定性，既能保证安全，又能改善劳动环境、减轻劳动强度，既能降低支护成本，又能提高掘进速度和生产效率，现已发展成为煤矿回采巷道及其他地下工程支护的一种主要方式和主导发展方向。5.1护巷窄煤柱力学条件分析巷道掘进前，窄煤柱巷道掘进位置一般刚好处在残余的支承压力峰值下。巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈移动。巷道另一侧的煤体，由原来受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区，随着支承压力向煤体深部转移，煤体也向巷道方向显著位移，最终应力分布状态如图4-1和图4-2所示。窄煤柱巷道不仅在掘巷期间围岩强烈变形，巷道围岩一直保持较大的速度待续变形，顶板强烈下沉和底板臌起。由于塑性区煤层处于压缩流变状态，加之采空区岩石的冒落，使采空区边缘处直接顶和老顶下沉，有可能使采空区边缘煤体上方的岩层产生裂缝。因此，窄煤柱护巷能否保证巷道围岩的稳定，其关键在于窄煤柱尺寸的大小和巷道的支护形式能否使巷道围岩形成一定承载能力的支护整体。理论研究及实践证明，只要锚杆性能可靠、锚杆支护参数合理，窄煤柱护巷的回采巷道采用锚杆支护是完全可以使巷道的围岩形成具有一定承载能力的支护整体。沿空窄煤柱巷道在上工作面采空区侧、已垮落稳定的岩层内掘进，破坏了巷道上覆岩体结构的稳定状态，同时在侧向支承压力的作用下，巷道变形，破碎严重，致使围岩承载能力降低。沿空煤巷的稳定性与顶板岩层中一层或几层力学性能好的坚硬岩石断裂后结构的稳定性密切相关，这个结构为沿空巷道稳定性的三角结构。沿空煤巷所在位置的煤体在上区段回采时受到上覆岩层运动的影响，该位置的上覆岩层处于固支边与自由边相交处，因而其上覆关键层断裂成弧形三角板即三角块结构，其稳定性影响到巷道的稳定性26。随着工作面的推进，上区段回采形成的支承压力与本区段工作面回采形成的超前压力在工作面附近叠加，更进一步恶化了巷道的围岩力学条件，表现为巷道在采支影响期间的变形量大，变形速度快。5.2沿空掘巷窄煤柱巷道支护原理沿空窄煤柱巷道锚杆支护常用的理论有悬吊理论、组合梁理论、组合拱(压缩拱)理论，后又发展到最大水平应力理论和围岩松动圈理论，再又发展到考虑支护与围岩共同作用的现代支护理论，如锚杆支护巷道围岩强化强度理论等。这些锚杆支护理论都是在一定的前提条件下提出的，也确实解决了一些工程实际问题，它们既有合理性的一面，又有局限性的一面，即有它们的适用范围。超出这个范围，支护理论就不在适用，并会导致支护失败。现将这些支护理论简单介绍如下。5.2.1悬吊理论悬吊理论是对锚杆支护机理的最直观、最朴素的解释。该理论认为，锚杆的作用是将下位松软或破碎层悬吊于上位坚硬岩层或其上部的自然平衡拱上，拱高可用普氏的压力拱理论计算，这样锚杆的长度就可以根据坚硬岩层的高度或平衡拱的拱高来确定，锚固力及锚固方式可根据悬吊岩层的重量来确定。悬吊理论没有考虑围岩的自承能力，且只能用于顶板，两帮和底板不能应用。并且仅考虑岩层的重量，这在实践证明中是不合理的，因此，悬吊理论在软岩巷道支护中难以应用。5.2.2组合梁理论组合梁理论是从经典的材料力学中借用而来的。其主要要点在于锚杆将各个薄的岩石分层贯穿在一起形成一个厚的组合梁，薄的岩石分层能抗拒的拉应力较小，而厚的组合梁抗拉强度大大提高。在锚杆与岩石层面横交处，锚杆与胶结物一起共同阻止岩层沿层理面的水平错动。该理论的不足之处是材料力学中的组合梁理论本身不考虑水平侧压的影响，而只考虑垂直荷载。因此这种理论在高水平应力的地区是难以应用的。5.2.3组合拱理论组合拱理论认为，锚杆的作用在于只要锚杆间距足够小，位于破碎岩层中的锚杆能够在岩体中产生一个均匀压缩带或均匀压缩拱(合称为组合拱)，形成一个承载结构，承受破坏区内岩层的自重荷载。这说明了在软弱、松散和破碎的岩层中安装锚杆，也可以加固围岩使之稳定。组合拱理论充分考虑了锚杆支护的整体作用，在软岩巷道中得到较为广泛的应用，尤其是在拱形或圆形的巷道中，把锚杆以适当的间距沿拱形系统安装，就会在巷道周围形成连续的均匀压缩拱（即为组合拱），并起到组合拱的作用。组合拱能否形成以及其厚度的大小在很大程度上取决于锚杆的长度与间距。但是，这种理论同样也存在一些明显的缺陷：如组合拱的形成与发展涉及到很多影响因素，同时随着采矿活动的进行而发生改变，因此很难较准确地估计其是否形成以及厚度的大小，此外，当组合拱厚度远小于巷道跨度时，组合拱是否发生破坏不仅取决于其强度，更主要依赖于组合拱的稳定性，而在该理论中没有考虑27。5.2.4最大水平应力理论最大水平应力理论是由澳大利亚岩层控制技术公司加莱博士提出的。该理论认为，矿井岩层的水平应力通常大于垂直应力，水平应力具有明显的方向性，最大水平应力一般为最小水平应力的1.52.5倍，巷道顶底板的稳定性主要受水平应力的影响，且有三个特点：（1）与最大水平应力平行的巷道受水平应力影响最小，顶底板稳定性最好；（2）与最大水平应力呈锐角相交的巷道，其顶底板变形破坏偏向巷道某一帮；（3）与最大水平应力垂直的巷道，顶底板稳定性最差。在最大水平应力的作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而膨胀造成围岩变形，锚杆支护系统的作用就是约束其轴向岩层的膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，它通过顶板下面的拉紧装置给予水平拉力，在顶板内形成箍紧力，使变曲下沉的顶板呈压缩状态，阻止岩石的受剪力破坏，使破坏离层的岩石相互挤压啮合达到自稳，从而保持了顶板的完整和稳定。锚杆支护系统最佳的方式是采用端头锚固的锚杆，靠近顶板两帮处的锚杆倾斜安装，而且锚杆安装后必须施加预应力拉紧，使支护处于主动状态，以利于锚杆系统整体支护作用的充分发挥。因此，锚杆必须具备高强度和刚度、高抗剪能力，该理论的锚杆支护设计的特点是:地质力学评估、计算机数值模拟和安全监测等。该理论反映了原岩应力对巷道稳定性的影响，在国外己经取得了很大的成功，目前正在我国大力推广，是值得进一步研究和发展的巷道锚喷支护设计方法。5.2.5松动圈理论该理论认为围岩松动圈是围岩应力和围岩强度的函数，反映了巷道的稳定程度，巷道支护的对象是松动圈围岩的自重和深部围岩的部分弹塑性变形及松动围岩的碎胀变形，因此锚杆的作用就是防止围岩松动圈发展过程中的所产生的有害变形。5.2.6锚杆支护巷道围岩强度强化理论该理论认为，巷道锚杆支护的实质是锚杆和锚固区域的岩体相互作用而组成锚固体，形成统一的承载结构；巷道锚杆支护可以提高锚固体的力学参数，包括锚固体破坏前和破坏后的力学参数，改善被锚固岩体的力学性能；巷道围岩存在破碎区、塑性区、弹性区，锚杆锚固区域内岩体的峰值强度或峰后强度、残余强度均能得到强化；巷道锚杆支护可以改变围岩的应力状态，增加围压，从而提高围岩的承载能力，改善巷道的支护状况；巷道围岩锚固体强度提高以后，可减少巷道周围破碎区、塑性区的范围和巷道的表面位移，控制围岩破碎区、塑性区的发展，从而有利于保持巷道围岩的稳定。5.3沿空掘巷窄煤柱巷道锚杆与围岩相互作用机理锚杆与围岩的相互作用关系是一个非常复杂的问题，国内外均对此做了大量的研究。根据以往的研究结果，锚杆支护对破碎煤岩体的锚固机理主要有3个方面，一是提高锚固体的峰值强度和残余强度，提高锚固体峰值前、峰值后的内聚力C和内摩擦角p；二是通过锚杆的轴向力作用使围岩由二向应力状态向三向应力状态转化，改善围岩的应力状态，同时通过锚杆的横向作用，阻止围岩沿裂隙等弱面发生相对滑动，提高弱面的抗剪能力，达到提高锚固体残余强度的目的；三是通过锚杆的锚固作用，在保持较大残余强度的同时，锚固体有控制地发生较大变形，释放围岩变形能，降低锚固体的压力，使锚固体适应综放沿空掘巷围岩大变形特点。5.3.1高强度锚杆支护强化巷道围岩强度理论和锚固平衡拱理论沿空窄煤柱巷道顶板和两帮均为松散、破碎的煤体，锚杆的作用是对其锚固范围内的煤体提供轴向和径向约束，轴向约束来自锚杆的轴向力，通过护表构件、杆体与孔壁间的作用力对巷道围岩施加围压，将围岩由单向双向受力状态转化为双向三向受力状态；径向约束主要表现为锚杆杆体和锚固剂所提供的抗剪能力，它增加了节理面间的摩擦力，限制了节理面的相对错动，改善了围岩弱面的力学性质，尤其高强度锚杆支护能够使锚固体的达到极限强度后的残余内摩擦角和内聚力以及锚杆支护阻力大大提高，特别是支护阻力的提高能显著提高沿空巷道围岩的残余强度和承载能力。通过预应力的作用，锚杆与其锚固范围内的煤体形成具有一定承载能力、可适应围岩变形的锚固平衡拱，从而提高了围岩整体性和稳定性28。5.3.2保持窄煤柱稳定是控制围岩稳定的关键由沿空巷道围岩应力分布可知，由于窄煤柱受过上区段采空区侧向支承压力的影响，强度低，承载能力小，在本工作面的采动影响下，发生变形破坏，将支承压力大部分转移到实体煤帮，使得实体煤帮的变形急剧增大，围岩难以控制，因此提高窄煤柱的稳定是控制沿空巷道围岩的关键。要保持窄煤柱稳定就必须提高煤柱的承载能力，而煤柱的承载能力与支护阻力、围岩力学参数等有关，工字钢、U型钢支架等传统支护阻力小，不能改变围岩的力学参数，难以提高煤体的强度，当锚杆支护尤其是高强度锚杆有较大的支护阻力时，能提高围岩的力学参数，可显著提高其承载能力。5.3.3高阻让压支护控制围岩变形沿空巷道两帮、顶板均为强度较低的煤体，虽然高强度锚杆支护提高了围岩的强度，但在超前支承压力的作用下，围岩产生大的变形是难以避免的。另外，由于沿空巷道服务时间相对较短，对巷道断面尺寸要求相对较低，允许围岩产生较大变形，因此，沿空巷道的支护要求是在具有较高阻力的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，导致围岩变形无控制而失稳。高强度螺纹钢锚杆延伸率大，能较好地适应沿空巷道围岩大变形。5.3.4应用加强支护小孔径锚索防止锚固区外围岩离层和塑性区的扩展由于沿空巷道围岩松散破碎，塑性区范围大，锚固区外煤体发生较大离层，因此要采用小孔径锚索加强支护。锚索支护的原理和锚杆相似，其主要作用是将下部不稳定岩层吊到上部稳定岩层中，更可靠地保证了顶板和两帮的稳定。5.4沿空掘巷围岩控制的关键技术5.4.1锚杆的预紧力根据现场实践，考虑在相同的围岩条件、锚杆布置方式和基本支护参数不变时，分别对锚杆施加不同的预紧力，研究了预紧力加大后，顶板变形下沉情况。结果如图5-1所示。其中图5-1（a）为不同预紧力与掘巷期间顶板下沉量的关系，图5-1（b）为不同预紧力与回采期间顶板下沉量的关系。图5-1 锚杆预紧力由图可见，在安装锚杆时，对锚杆施加一定的预紧力对顶板的下沉量有很大的控制作用。由图3（a）可见，在巷道掘进期间，及时安装锚杆并施加一定的预紧力，即可显著地减少顶板的下沉量。研究条件下，锚杆安装时只要施加大约20kN的预紧力，顶板的下沉量即可控制在20mm左右。当预紧力小于此值时，顶板在掘进期间的下沉量急剧增加，而大于此值时，对控制顶板下沉的作用又不是很明显。由图3(b)可见，在巷道受本工作面采动影响时，安装时只要30kN的预紧力，即可将顶板下沉量控制在200mm左右。同理，当预紧力小于此值时，顶板的下沉量也将急剧增加，大于此值时又对控制顶板下沉作用不是很明显。由上面的研究可见，锚杆的预紧力对控制沿空掘巷的围岩变形有很重要的作用，主要原因在于：（1）使锚杆成为真正意义上的主动支护方式；（2）提高锚杆的锚固作用效；（3）实现巷道围岩小结构的高阻让压。考虑到现有的锚杆支护技术条件和沿空掘巷围岩大变形的特点，认为锚杆的预紧力在2030kN左右是较为合理的，此时既可以有效地保证巷道顶板的稳定性，又在现场施工中很容易实现。5.4.2锚杆的支护强度通过现场研究发现，国内目前使用的锚杆中，大部分锚杆支护强度普遍较低，均在0.040.1Mpa左右。据此，利用数值计算的方法，通过改变顶板的锚杆支护系统的参数，得到沿空掘巷条件下，不同锚杆支护强度时围岩的变形量，以顶板下沉量为例，整理后得到图5-2所示的关系，现场条件下的预紧力为10kN。图5-2 支护强度与顶板下沉量的关系从图4中可以看出，当锚杆的支护强度达到0.3MPa时，可显著地控制住顶板的下沉变形。而当锚杆的支护强度小于0.1MPa时，顶板下沉量急剧增加，顶板的稳定性将受到很大影响，而锚杆支护强度在0.3MPa以上时，对控制顶板变形的作用不是太明显。因此，对于沿空掘巷的软弱破碎煤体来说，锚杆支护强度只要保证在0.20.3MPa之间就是比较合理的，而这只要有可靠的支护技术就可以得到保证。5.4.3合理加强支护根据上面的研究，认为沿空掘巷的锚杆支护强度在0.20.3MPa是比较合理的，采用高强度锚杆体系和相应的支护技术从理论上可以实现，但在一些围岩状况恶劣，或者锚杆支护施工质量较差的情况下，基本的支护形式不能保证锚杆具备足够的支护强度时，可根据情况采取以下的加强支护措施来提高整体支护强度，弥补锚杆本身支护强度的不足，从而保证围岩小结构的稳定性。（1）小孔径锚索加固技术沿空掘巷实践中，常会出现以下问题：顶板锚杆的长度不够。通常情况下，顶板锚杆均采用全长锚固方式，由于受巷道高度的限制，锚杆长度不能过大，因此锚杆的锚固范围较小，对顶板锚固区外的围岩变形起不到良好控制效果。顶板煤体普遍较为松软破碎，锚杆的锚固性能得不到有效保证，致使锚杆的支护强度达不到0.20.3MPa。当巷道两帮的支护强度不够时，将使两帮向巷道内挤入，煤帮发生较大的下沉与臌出，这将影响到顶板的稳定性。当存在以上问题时，将引起顶板锚固区外煤体的膨胀和离层，达到一定程度就会导致顶板大面积冒落，此时可采用该项技术对顶板进行加固。（2）巷道的超前支护沿空掘巷受采动影响时，上覆岩体大结构会发生一定程度的变形下沉，将影响到小结构的稳定性。根据前面的研究，该类巷道较为强烈的影响在工作面前方40m范围内，剧烈影响范围在前方10m左右。此时，锚杆的支护强度不足时，难以控制围岩过大的变形，该情况下，应在超前工作面一定范围内采用适当的加强支护措施来控制围岩的变形，如布置梁、柱等。（3）煤体的注浆加固技术对煤体的注浆加固技术可考虑在以下两种情况下使用：小孔径锚索施工困难时。当顶板的松散围岩层厚度较大时(一般为8m)，锚索的钻孔和安装困难，难以保证锚索良好的锚固性能时，应考虑对围岩注浆。当围岩较破碎时，其裂隙极为发育大大削弱了煤体本身的强度，而且降低了锚杆的锚固性能，此时可对煤体进行注浆加固，以提高巷道围岩的稳定性。（4）深井采场沿空掘巷关键技术随着开采深度的不断加大，矿山的岩体力学性质和地应力特征与浅部相比发生了很多根本性的变化。围岩压力大、巷道难以维护等问题不断呈现出来，影响矿井的正常生产。诱发的巷道围岩失稳、坍塌、底膨等一系列恶性事故，严重威胁矿井的安全生产和工人的生命安全，造成国民经济效益和社会效益的巨大损失。我国现场原岩应力量测表明，在6001000m采深范围的最大原岩应力值己达到304SMPa，若考虑开挖效应以2.5倍的应力集中系数计算，开挖空间周边围岩的应力峰值将高达7595MPa。而且现在许多矿井的开采深度已经达到或即将超过1000m，那么开挖形成的峰值应力与中、浅部相比，将会有接近数量级的差别，所以传统的应用于浅部矿井的围岩控制理论和支护技术已经不能满足深井开采的需要了29。5.5沿空窄煤柱巷道支护的关健问题由于沿空窄煤柱巷道矿压显现强烈，利用现有的巷道支护技术，绝对地控制沿空巷道的大变形是不可能的，也是没有必要的，但是利用合理的支护技术，能够有效地控制沿空巷道的强烈位移，保持巷道围岩完整，其关键是：（1）利用合理支护理论和支护技术，使沿空巷道围岩形成一个较为稳定的承载结构，充分发挥围岩自身承载的能力。控制围岩的强烈变形不是只依赖于支架的被动承载，而是将巷道围岩的破碎煤体重新组织起来，并形成稳定的承载结构，使围岩均匀变形，可保持沿空巷道的完整并满足安全生产的需要。（2）控制沿空巷道围岩强烈变形的关键是控制煤帮的强烈位移。沿空巷道的煤帮不仅承受很大的支承压力，而且是已采区悬梁的支撑点，在本工作面回采时，沿空巷道煤帮就会发生严重破裂，并向巷道空间挤出，导致煤帮强烈位移和悬梁回转角的增加，引起巷道顶板的急剧下沉30。同时由于沿空巷道遭受工作面剧烈动压影响期间，顶板可以用超前支护加强支护来保证巷道高度，而两帮则难以采用超前加强支护来控制其剧烈变形，因此要控制沿空巷道的剧烈变形就必须首先控制好煤帮的位移，提高两帮的承载能力，保证上覆岩层有一个相对稳定的支撑点，减缓上覆岩层活动的剧烈程度，这样就必须采取有效的支护措施，使煤帮保持较高的三向应力状态。5.6沿空窄煤柱巷道变形特点及支护要点沿空窄煤柱巷道的煤帮的变形量很大，普通刚性锚杆支护时，常因锚杆不能适应巷道围岩的变形而被拉断失效。因此对于松软、膨胀、破坏围岩和动压影响下的巷道，在开掘后应及时安装锚杆。该锚杆安装完毕后即能提供较高的增阻速度以控制第一阶段的变形量，在围岩蠕变阶段锚杆提供恒定的工作阻力，并可被拉伸一定的长度以适应围岩的大变形，使锚杆既能维护好围岩而不致垮落，又具有很好的让压性而不致损坏，从而保证巷道支护的安全可靠，所以可缩性锚杆是必然选择。由于沿空窄煤柱巷道煤帮的松动圈较大，巷道的实际跨度比非沿空巷道要大得多，无法在巷道顶板煤帮以里的部分施工锚杆，因此必须加大顶板两肩膀部的支护强度。高质量的金属网和钢带能有效地控制锚杆之间非锚固岩层的变形，托住挤入巷道的岩石，确保锚杆加固作用实现。其主要作用是防止碎裂岩块垮落；将锚杆之间非锚固岩层载荷传给锚杆；金属网托住已碎裂的岩石，虽然巷道周边的围岩已破裂，由于碎石的碎胀作用和传递的媒介作用，使巷道深部围岩仍处于三向应力状态，大大提高岩体的残余强度。金属网对围岩的作用力，主要取决于网的强度，锚杆间距、网的挠度，以及它们之间的合理匹配，在施工中网与锚杆的固定和绷紧尤为重要。护巷煤柱的稳定性受上区段巷道的高度、煤体的强度、上区段工作面回采形成的支承压力集中系数、巷道的埋藏深度、上区段平巷支架对下帮的支护阻力等因素控制。应从以下几个方面提高窄煤柱护巷巷道的支护效果：（1）合理确定护巷煤柱的尺寸。合理的煤柱尺寸与巷道的埋深、煤层的厚度、煤层及顶底板的岩性、及上区段平巷的巷帮支护强度等有关，可用数值模拟的方法确定。（2）提高上区段平巷下帮的支护阻力。在上区段工作面回采时不破坏机巷下帮的锚网支护体系；为保证支护效果，可采用喷浆封闭巷帮以减少锚杆及金属网的锈蚀。（3）窄煤柱护巷巷道的煤帮变形量很大，上区段平巷下帮及窄煤柱护巷巷道的两帮应采用高强可延伸锚网支护体系，可在上区段平巷内的下帮施工锚索梁，以提高煤柱的承载能力，为充分发挥锚索梁的作用应当根据煤层的倾角调整锚索的角度，使锚索生根在顶（底）板岩石内，锚索梁应具有一定的可伸缩性，给煤体留有一定的变形空间。（4）条件具备时应考虑采用注浆加固技术以提高煤体的强度，巷道两侧的煤体处在松动区及塑性区，煤体内存在大量的裂隙，煤体的支承能力相当小，对深部承载煤体约束也较小，如对其进行注浆加固，不仅能提高塑性区及松动区煤体的强度。还能更有效提高深部煤体的支承能力，延缓煤体的进一步破坏，从而控制巷道两帮的变形。（5）适当增加巷道断面以便在巷道的变形量较大时仍能满足生产需要。（6）施工过程中严格控制片帮的发生。如沿空巷道是半煤岩巷道，爆破震动会引起煤帮片帮，煤柱侧尤为严重，施工过程中要注意优化爆破参数。超前将上部煤体掘出并及时支护帮部的上段煤体，然后再施工下部是一个非常有效的办法。（7）断层附近、地质破碎带是巷道维护的难点，可采用走向锚索梁进行加固与倾向锚索梁形成网格式.结构，从而提高顶板的稳定性。（8）锚杆支护体系的损坏是从最薄弱的部位开始，可采用单锚杆(索)对局部围岩破碎地方进行加固。（9）抓好矿压观测及反馈这一基础性工作，针对收集的基础数据及时调整支护参数，必要时套架金属支架进行补强。6.沿空掘巷合理位确定6.1沿空掘巷窄煤柱的基本特征沿空掘巷窄煤柱是在上区段工作面回采后，在采空区冒落研石稳定的条件下靠近采空区一侧为沿空掘巷所留设的护巷煤柱，按照传统护巷煤柱宽度的概念，位于沿空掘巷与右侧采空区之间，宽度37m的煤柱称窄煤柱，而位于下区段工作面巷道与右侧上区段工作面采空区之间，宽度2030m的煤柱称为宽煤柱。工作面开采以后，在其相邻的煤体(柱)上和一定范围的冒落区内将形成增压区、减压区、免压区。如图6-1所示，当右边工作面采放后，由于煤层采放厚度大，冒落研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斜，侧向支承压力向煤体内转移。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07m)内形成应力降低区，为沿空掘巷及窄煤柱护巷创造了有利条件。图6-1 沿空掘巷窄煤柱示意图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。因而综放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。（1）沿空掘巷窄煤柱位于应力降低区，有利于沿空掘巷的维护；（2）留窄煤柱沿空掘巷，扰动了侧向支承压力分布，不仅在掘进期间巷道强烈变形，而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度；（3）窄煤柱裂隙发育、甚至破碎，自身难以保持稳定，而且，其支撑作用小，增加了巷道跨度和悬顶距，沿空掘巷维护困难；（4）对煤柱的合理宽度一直没有统一的认识，其结论差别较大，从15m到1525m不等；（5）通过加强锚杆支护系统在沿空掘巷中的应用，可以很大程度上改善窄煤柱护巷的各种问题，保持煤柱和沿空巷道的稳定性。根据窄煤柱的特征可以对窄煤柱进行定义，即沿空掘巷留设的位于沿空边缘煤体支承压力降低区和煤体应力屈服区，宽度37m的护巷煤柱。6.2沿空煤体边缘力学状态分析6.2.1沿空煤体边缘应力分布通过现场实测、理论及试验研究表明，采空区边缘煤体的应力分布和变形与破坏状态具有一定规律。煤体边缘的力学状态可以分为以下几个区：（1）卸载松散区：位于煤体边缘，煤体连续性遭到很大程度的破坏，裂隙及其发育呈碎裂状，变形加剧，承载能力下降，在全压力应变过程中处于峰后末端；在此区的巷道受到一定程度的变形压力的影响。（2）塑性强化区：位于卸载区和支撑压力峰值位置之间，煤体己经进入塑性变形和破坏阶段，在相当较高的围压作用下仍保持其连续性，且有一定的承载能力在此范围内的巷道受较大的支撑压力和煤体变形压力的影响。（3）弹性变形区：位于煤体边缘支撑压力峰值区过度到原始应力区，煤体有较高的应力，煤体保持弹性变形状态；此范围煤体有较高的承载能力；此区内的巷道变形量较小。（4）原始应力区：距煤体边缘较远，煤体的应力和变形基本不受采空区的影响。6.3沿空掘巷窄煤柱应力分析及变形破坏机理6.3.1沿空掘巷窄煤柱应力分布煤体开挖形成煤柱以后，上覆岩层施加的压力将重新分布，煤柱一定深度内形成支承压力带。由于支承压力的作用和开采扰动等因素的影响，煤壁一定深度的煤岩已破坏。一般认为，煤柱边界处支撑压力为零，随着向煤柱内部深度的增加，支承压力逐渐增大，直至达到峰值。A.H威尔逊通过对煤柱加载试验也发现，在加载过程中煤柱的应力是变化的，如图6-2所示，从煤柱应力峰值。到煤柱边界这一区段，煤体应力已超过了屈服点，并向采空区有一定量的流动，从煤柱边界至支承压力峰值这个区域称为煤柱的屈服区(或称塑性区)，其宽度用Z表示。屈服区向里的煤体变形较小，应力没有超过屈服点，大体符合弹性法则，这个区域被屈服区所包围，并受屈服区的约束，处于三轴应力状态，称为煤柱核区(或称弹性核区)。图6-2 煤柱应力分布沿空掘巷条件下的护巷窄煤柱不同于上述煤柱的特点，窄煤柱一侧为采空区而另一侧为沿空掘巷巷道。图6-3 窄煤柱应力分布6.3.2沿空掘巷位置分析工作面回采过程中，煤体由弹性状态变为塑性状态，产生较大变形。随着采动的影响及时间延长，上覆岩层断裂，并逐渐反转下沉。当上覆岩层与邻近采空区矸石接触并压实后，煤体变形基本稳定，上覆岩层结构基本形成，在煤体上方应力分布与底板应力分布组成了“压力拱”模型。压力拱前后拱脚压力大小并不相等，而是一个不对称的“压力拱”(图6-4)。按应力值的相对大小可以分为3个区，即应力增高区、应力降低区和原岩应力区。图6-4 沿空巷道上覆岩层结构及应力分布示意沿空掘巷沿相邻区段采空区边缘掘进，巷道顶板处于上覆岩层结构固支边与铰接边之间。在采空区边缘煤体弹性应力高峰采空区一侧存在一个相对低应力状态的峰后煤体，及煤体内的破碎区和塑性区。若在其中布置巷道，支护载荷相对较小，这是沿空巷道支护的主要力学特征。合理选择窄煤柱的宽度是沿空掘巷成功及确定沿空掘巷位置的关键一环。从理论上讲，沿空巷道布置在靠近采空区塑性变形区即应力降低区，小煤柱的宽度与巷宽之和必须小于塑性区变形的宽度才能保证区段顺槽的安全。由煤体上方支承压力分布规律可以看出：在位置3掘进巷道，正处于支承压力高峰区，受集中应力影响巷道不易维护；在位置4掘进巷道，虽然巷道比较容易维护，但煤柱损失比较大，不符合降低资源损失率的原则。故这两个位置都不可取。在应力降低区中，沿空掘巷分为无煤柱掘巷（位置1）和留小煤柱掘巷（位置2）。无煤柱掘巷虽然能充分开采煤炭资源，但存在巷道通风、上区段采场采空区残煤自燃、采空区积水等不利因素，开采起来困难非常大。因此，沿空掘巷的最佳位置为留小煤柱的沿空掘巷，最佳煤柱尺寸应是在煤柱煤体不出现宏观裂隙、不会向采空区漏风诱发自燃、有一定的承载能力、能满足巷道维护要求的最小煤柱尺寸。通过分析沿空煤体边缘应力，可以得出沿空掘巷未开掘时的煤柱应力状态，即沿空煤体处于屈服区的部分应力状态。沿空掘巷窄煤柱的稳定性取决于采空区侧煤体边缘应力状态和巷道边缘煤体应力状态。总体来说沿空掘巷窄煤柱处于边缘煤体支承压力降低区，同时位于沿空煤体的应力屈服区，在沿空巷道开掘后，窄煤柱受到沿空掘巷的扰动，应力状态在处于应力降低区和屈服区的前提下将重新分布。在沿空掘巷的同时采用锚杆支护系统加强支护，可以改善窄煤柱的变形与破坏，维持窄煤柱的稳定性。6.3.3沿空掘巷窄煤柱变形破坏机理当煤柱所受的应力达到煤柱极限承载能力或煤柱变形达到极限时，煤柱将出现破坏。值得注意的是，煤柱载荷达到其极限值时虽出现一定的破裂，但并不表明煤柱已丧失承载能力。煤柱能否稳定，关键是看煤柱在经受采动压力的剧烈作用之后能否保持较高的承载能力。这是因为在实际开采中，随着回采工作面的临近和离开，煤柱上的支承压力迅速增大而又迅速减弱，然后稳定在较小的压力水平上。6.4合理煤柱宽度设计原则沿空掘巷的围岩力学环境与其他类型的回采巷道相比，一般具有以下三个显著的特点:巷道处于应力降低区；掘巷期间巷道围岩的应力集中程度小；回采期间巷道围岩的应力集中程度很大。基于上述特点确定沿空掘巷窄煤柱宽度应该遵循的原则：（1）在本工作面回采后，仍具有较高的承载能力。对窄煤柱的选择应该保证在本工作面回采后，窄煤柱的残余强度能够承载支承压力。巷道处于应力降低区，采空区侧向支承压力分为应力降低区、应力升高区和原岩应力区，当巷道位于应力降低区时，窄煤柱及巷道的稳定性均较好，所以应将巷道布置在应力降低区。（2）留设煤柱的宽度至少应大于锚杆的长度，使锚杆能锚固在煤柱中，保证锚杆的安设基础，使锚杆具有良好锚固性能；。（3）窄煤柱内部要有稳定的区域。由于受上区段工作面侧向支承压力作用和巷道掘进影响，窄煤柱两侧出现破碎区不可避免，如果煤柱均为破碎区，其承载能力和稳定性较小，而且锚杆在破碎煤体中的锚固力小，锚固效果差，巷道维护困难。因此，应将锚杆锚固在上区段工作面回采产生的破碎区外的稳定煤体中，使沿空掘巷处于相对有利的应力环境。（4）煤柱尽可能窄，但小煤柱的留设要保证小煤柱自身的稳定性。煤柱过窄，不但煤柱破碎，顶煤及实体煤帮也破碎，巷道围岩整体性差，承载能力小，巷道围岩变形严重。在满足以上前提条件下要尽量减小煤柱尺寸。煤柱留得越大，资源损失率越高。6.5窄煤柱宽度计算当留窄煤柱掘巷时，小煤柱越宽，巷道就越靠近支承压力峰值。当本工作面采动，二次采动引起支承压力与初次采动引起支承压力叠加，从而使工作面前方巷道承受更大的支承压力，小煤柱产生剧烈破坏，巷道周边的塑性区、破碎区的范围进一步扩大。从顶板岩层运动角度来分析，回采巷道的变形是由于顶板岩层的挠曲运动而引起支承压力重新分布所致。开采引起采空区边缘煤体上方顶板以一定的垮落角依次向采空区延伸，悬露顶板及部分上覆岩层重量大部分转移到侧向煤体上，小部分由采空区冒落松散体承担，因此，在煤体边缘一定范围内由于上覆岩层悬臂岩梁平衡结构的保护而成为减压区，沿空掘巷应位于断裂顶板平衡岩梁保护之下的减压区，才能有效地避开侧向支承压力对巷道的影响。由留窄煤柱沿空掘巷应力分布可知依据煤、岩性质和窄煤柱宽度的不同，垂直应力的高峰值也不同，当窄煤柱宽度确定为1520m时，有可能使新掘的巷道处于原支承压力高峰之下，原来的松驰区为窄煤柱宽度，而布置的掘进巷道则靠近极限平衡区，当巷道掘进以后，煤体强度急剧下降，窄煤柱进一步遭到破坏而卸载，引起煤柱向巷道方向强烈位移，巷道的另一侧煤体，掘巷之前为承受高压的弹性区，掘巷之后，随着松驰区、塑性区的重新形成和支承压力向煤体深部转移，与此同时伴随着顶板强烈下沉和底板膨起。所以留窄煤柱沿空掘巷，若煤柱尺寸选择不当，不仅在掘巷时围岩有明显变形，同时由于煤柱破坏后处于塑性蠕变状态，巷道掘进后，在较长的时间内围岩还有较大的持续变形。因此合理选择窄煤柱的宽度是沿空掘巷的关键一环。合理窄煤柱宽度的确定可以从理论计算、数值分析、工程实践三个方面综合考虑。下面以中等稳定围岩条件举例说明。6.5.1巷道塑性区理论计算法如果煤柱过窄，则开巷后煤柱易于迅速变形破裂而使锚杆安设在破碎围岩中，使锚固力减弱、锚杆的支护作用降低。通过极限平衡理论研究认为，合理的最小煤柱宽度B为： （6-1）式中：-因上区段工作面开采而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破坏区，其宽度按式（6-2）计算： （6-2）式中：-巷道窄煤柱宽一帮锚杆有效长度，再增加15%的富裕系数，m；-考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数，按计算；-上下区段平巷高度，m；-测压系数，；-泊松比；-煤体的内摩擦角，；-煤体的粘聚力，MPa；-应力集中系数；-岩层平均容重，kN/m3；-巷道埋藏深度，m；-对煤帮的支护阻力，如上区段采空区侧支护已拆除，可取。对于中等稳定围岩的沿空掘巷，最小煤柱宽度B值一般为3.55.0m。巷道塑性区计算法认为区段煤柱的宽度大于回采产生的塑性区宽度，使得煤柱存在一定宽度的弹性核区，该计算方法在条带开采采动覆岩空间结构研究、地表沉陷控制和浅部回采巷道布置方面应用较为广泛。而对于深井小煤柱沿空掘巷，其回采引起的塑性区较浅部有明显的增大，因此利用此方法试图避开塑性区的设计是不可行的31。6.5.2数值模拟分析法数值模用拟的优势在于能考虑众多的影响因素，并通过对比分析而得到一个较优的结果。利FLAC2D3.3对对中等稳定条件下不同窄煤柱(16m)宽度时，巷道围岩变形量进行了分析，计算中分别取窄煤柱宽度为2.5m、3m、3.5m、4m、4.5m、5m、5.5m及6m八个方案，对巷道在掘进及其本工作面回采期间的实体煤帮、窄煤柱帮、顶板下沉和底臌量进行了研究，得到以下结果:图6-5 不同煤柱宽度在掘巷期间和在采动影响的位移量图其中图6-5(a)、(b)分别为沿空掘巷在巷道掘进期间和受本工作面采动影响时，窄煤柱宽度不同时实体煤帮、窄煤柱帮、顶板及底臌的变化趋势。由图6-5(a)可见，沿空掘巷在巷道掘进期间，当窄煤柱的宽度不同时，巷道的围岩变形具有以下一些特点：（1）窄煤柱宽度不同时，巷道两帮的围岩移近量均大于顶板的相对下沉量，说明在此期间，巷道的变形以两帮移近为主。（2）在巷道的两帮移近量中，实体煤帮的移近量和窄煤柱帮的移近量虽稍有变化，但其量值相差不大。实体煤帮的变化趋势是随着窄煤柱宽度的增加，移近量稍有下降，但当煤柱宽度大于4.5m时，移近量又开始有一定的回升；窄煤柱帮的变形则随着煤柱宽度的增加变形量呈上升的趋势，但在一定煤柱宽度时，其变化趋势与实体煤帮逐渐趋于一致。（3）在窄煤柱范围内，巷道的顶底板移近量以顶板下沉为主，底臌则相对要小一些。底板臌起量随着煤柱宽度的增加而开始增加，在窄煤柱范围内，其增加幅度较小；顶板的下沉量在巷道掘进期间是顶底移近量中的主体，但随着窄煤柱宽度的增加，顶板的下沉量逐渐呈下降的趋势。由图6-5(b)可见，巷道受本工作面回采影响，窄煤柱宽度不同时，巷道围岩的变形具有以下一些特点:（1）巷道在受采动影响时，巷道两帮的移近量也大于顶底板的相对下沉量，说明在本工作面回采时，巷道围岩的变形与掘巷期间类似，也是以两帮的变形为主。（2）在窄煤柱条件下，巷道顶底板的移近量与煤柱的宽度有较大的关系，当煤柱宽度较小时，巷道的顶板下沉量要大于底板的臌起量；随着煤柱宽度的增加，底板的臌起量增加，而顶板的下沉量降低，底臌量大于顶板下沉量；当窄煤柱宽度达到6m左右时，两者的变形量逐渐趋于一致。（3）在巷道两帮移近量中，实体煤帮的变形趋势与顶板下沉的趋势很相似，但其量值要大得多；窄煤柱的变形趋势则与底臌的变形趋势一致，但也是在量值上要大一些。同时还应注意到，窄煤柱宽度在一定范围内时，煤柱的变形要比实体煤帮的变形量大，最终随着煤柱宽度的增大，两帮的移近量均有不同程度的上升。通过上面的分析可以得出这样的结论:在窄煤柱条件下，沿空掘巷在巷道掘进期间，由于围岩的变形量普遍较小，窄煤柱宽度对巷道围岩变形量的影响不是很明显；但巷道在受本工作面的采动影响时，巷道围岩的变形量均较大，在此情况下，合理的窄煤柱宽度与巷道的稳定性有很大的关系。在中等稳定的围岩条件下，窄煤柱宽度在3m或5m左右较为合适。6.5.3工程实践分析法沿空掘巷的窄煤柱设计具有很强的工程特征，故合理的窄煤柱宽度还应考虑工程中的一些要求：（1）锚杆的安设基础。窄煤柱采用锚杆支护时，煤柱的宽度至少应大于锚杆的长度。现有条件下，锚杆一般长度多在2m左右，考虑到保留一定的宽度富裕系数，故要求窄煤柱的宽度应不小于2.5m。（2）锚杆安设的可操作性。在留设窄煤柱条件下，锚杆支护中常会出现这样的问题，当窄煤柱破坏较为严重时，锚杆钻孔在凿出后会出现塌孔现象，致使锚杆的安装无法正常进行，故在实践中应予以考虑。6.5.4窄煤柱的最终确定由以上研究可见，沿空掘巷采用锚杆支护时，窄煤柱的确定应充分考虑以下三个问题：其一，对沿空掘巷的窄煤柱来说，靠上区段工作面采空侧煤体中存在一定范围的破碎区，当在巷道侧窄煤柱中安设锚杆时，其宽度最好应能使锚杆位于采空侧所形成的破碎区之外，这样锚杆作用在较为稳定的煤体中，可以保证锚杆可靠的锚固能力。其二，沿空掘巷的窄煤柱尺寸决定了巷道与上区段工作面回采空间的距离，从而决定了巷道受侧向支承压力的影响程度；同时，窄煤柱的尺寸也将直接关系到窄煤柱自身的承载能力。其三，窄煤柱的宽度应能保证锚杆支护在操作上可行性。综上研究后认为，在巷道围岩中等稳定条件下，窄煤柱较为合理的宽度在3m或5m左右较为合适.7.沿空掘巷的主要经验沿空掘巷是煤矿井下回采巷道的一种典型形式，一般在相邻工作面推过8个月、或相应距离间隔后开始沿采空区掘进，所留煤柱较小，因此沿空掘巷在其纵向处于相邻采空区的支承压力稳定带、在其横向处于支承压力己释放的煤壁塑性区32。（1）沿空掘巷时不留煤柱或留窄煤柱根据煤体边缘应力重分布规律，沿空掘巷时巷旁应当完全不留煤柱。一些矿井的井下观测发现，留护巷煤柱时的顶底板移近量反而比不留煤柱时为大。但目前我国相当多的矿井在沿空掘巷时为了隔离采空区仍在巷旁留窄煤柱。实践证明，这种窄煤柱对承压不起明显作用，但对改善掘进条件，加快掘进速度以及隔离采空区、防止矸石和采空区积水进入巷旁是有作用的。根据我国的经验，沿空掘巷时巷旁小煤柱的尺寸应不大于37m。（2）合理滞后掘进。经验表明，在工作面后方围岩移动尚未稳定的情况沿空掘巷时，巷道顶底板移近速度仍然很高，巷道掘进引起的总移近量也大。因此为了改善沿空掘巷的维护条件，应使掘进工作相对于回采工作有合理的滞后时间见表7-1；（3）有效隔离采空区。当沿空掘巷完全不留煤柱时，为了防止向采空区漏风或有害气体进人巷道，应采取隔离采空区的措施，这对高瓦斯矿井及易自燃煤层尤为重要。目前采取的措施有在上区段工作面开采后运输巷废弃前，向靠近巷道下帮的采空区灌注足够的泥浆，沿空掘巷过程中在靠采空区侧棚腿上挂档风帘或向密集支柱上喷射化学泡沫涂层或喷射30mm厚的砂浆33。表7-1沿空掘巷合理滞后时间巷道掘进期间围岩移动类型掘进期间合理滞后掘进时间（月）剧烈移动期（d）移动衰减期（d）迅速稳定型122712短期稳定型4551534缓慢稳定型306060120688.工程应用8.1工程概况467工作面位于46采区的第五个工作面，该面风巷与465采空区相临，中间留设4m的窄煤柱沿空掘巷，位于陈集向斜轴的西侧，东西走向。该巷道设计长度400m，跟4煤顶板施工，465采空区于2007年7月回采完毕，稳定期13个月，巷道布置如图8-1所示。8.2巷道围岩控制的关键技术8.2.1顶板支护技术顶板采用高强度螺纹钢锚杆支护，配合菱形金属网和M型钢带。采用小孔径预应力锚索作加强支护。该方案主要考虑以下因素:顶板锚杆通过M型钢带和金属菱形网形成一个整体，共同约束锚固区内顶板的变形和破坏；采用小孔径预应力锚索作为加强支护，提高巷道顶板承载能力，同时将下部锚固区顶板悬吊在上部稳定岩层中，与锚杆联合支护，强化顶板稳定性，从而保证巷道顶板安全可靠；顶板采用锚、梁、网+锚索联合支护，减小两帮煤体的压力，提高巷道围岩的整体稳定性。图8-1 工作面位置及巷道布置8.2.2两帮支护技术两帮采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆支护，配合高强度钢筋网和M型钢带，该方案主要考虑以下因素：窄煤帮煤体强度较小，受采动影响采空区边缘煤体受到一定程度破坏，必须采用加长锚固；左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆具有一定的伸长量，使两帮锚杆支护具有一定的让压作用，以满足两帮强烈变形的需要；沿空掘巷围岩比较破碎承载能力较小，巷道维护较困难。另外，受到本工作面采动影响后，普通圆钢锚杆不能适应沿空掘