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王庄煤矿4.0 Mta新井设计含5张CAD图 煤矿 4.0 Mta 设计 CAD

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孤岛工作面巷道围岩变形规律研究摘要：通过对淮南矿业集团谢桥煤矿1131（3）孤岛工作面上下顺槽巷道围岩变形规律的观测，分析孤岛工作面巷道变形规律，并且实施相应的巷道支护方案。研究得出了孤岛工作面上下顺槽、巷道两帮与顶底板、浅部与深部围岩的变形特点及差异，对现场支护工作及其他孤岛工作面回采巷道维护有一定指导意义。关键词：孤岛工作面；围岩变形；巷道支护0 引言为避免生产和接续工作面之间的干扰、防治煤层自燃和瓦斯，采区内工作面之间有时被迫采用跳采接续方式，不可避免地在采区内形成至少一个沿工作面走向方向两侧均为采空区的工作面，或工作面三边、四周均为采空区的工作面，这样的工作面称为孤岛工作面。研究表明，孤岛工作面及其周围巷道附近应力集中程度高, 顶板运动剧烈, 再加上地质构造的影响,动载系数、支护强度、顶板下沉量和片帮深度等均有明显,增大矿压显现更加剧烈，。如果支护技术不合理, 则会导致巷道围岩变形剧烈, 很容易引发冲击矿压等危险事故, 严重威胁着矿井的安全生产.。孤岛工作面回采, 由于工作面周围均已采空, 围岩压力大, 巷道变形破坏十分严重, 对工作面安全回采影响极大。目前, 关于孤岛工作面回采还存在着许多技术难题,鉴于此,本文将通过几个典型孤岛工作面的现场实践介绍综放孤岛工作面矿压显现特征、巷道围岩变形特征及回采中存在的问题和采取的相应措施, 得出一些有益的结论。1 孤岛工作面1.1孤岛工作面开采技术现状煤层开采引起回采空间周围岩层应力重新分布,不仅在回采空间周围的煤柱上造成应力集中,而且该应力将向底板岩层深部传递,造成布置在底板岩层或煤层中的巷道变形急剧增大. 而孤岛工作面楼上楼巷道可以说是此类问题中最复杂,受开采掘进影响最严重的巷道,因此支护问题尤显突出.近年来,国内外许多学者在这个问题上提出了很多好的建设性的意见和建议,在实践中也取得了很好的效果. 但是巷道围岩控制机理研究方面进展不大。运输、回风两巷均为沿空掘进巷道的工作面，习惯上称为“孤岛工作面”。孤岛工作面的运输、回风两巷由于受上下采空区和工作面回采双重压力的影响，靠近采空区边缘的煤柱处出现比原始应力高数倍、十几倍甚至更大的支承压力，致使巷道破坏和收敛变形十分严重，对工作面安全回采影响极大。多年来，我们对沿空掘进巷道两巷的矿山压力显现及两巷支护工艺和综合治理措施进行了深入的探索和研究，已经总结出了若干较好的办法。本文将通过典型孤岛工作面实例进行全面介绍。1. 2孤岛工作面围岩变形规律在综放孤岛工作面回采过程中，常常会出现矿压显现强烈，顺槽围岩变形大等现象，导致工作面回采困难并影响安全生产。通过研究顺槽围岩变形、超前支撑压力规律，为类似工作面巷道布置、支护参数选择等提供供可靠依据。下面将以济宁三号煤矿为例通过孤岛工作面的巷道变形来体现孤岛工作面的矿压显现规律。济宁三号煤矿位于山东省济宁煤田中部，采煤方法主要采用综采放顶煤。由于现场地质条件及开采接续需要，造成了部分工作面设计成“孤岛”。其中，53下05 工作面回采过程中矿压显现强烈，顺槽围岩变形严重，两巷维护困难并影响安全生产。1.2.1 53下05( 北) 综放工作面概况 1）地质状况 53下05( 北) 工作面位于五采区中北部，为“孤岛”工作面，西临53下06( 北) 工作面( 已采) ，东临53下04( 北) 工作面( 已采) ( 图1) 。回采煤层为山西组3煤层，平均采深659 5m，结构简单，f = 1 2。工作面西部煤层相对较厚，东部较薄，平均煤厚2 99m，为较稳定的中厚煤层。老顶为中细砂岩，平均厚度19 46m，f = 6 8。直接底为粉砂岩，平均厚度为3 46m，f = 4 6。老底为细砂岩，平均厚度为7 53m，f = 6 8。1 2 巷道布置及支护参数53下05( 北) 胶顺为沿空巷道，矩形断面，净宽 净高= 4 5 图1 53下05( 北) 工作面位置示意图 3 0m，净面积13 5m2。采用锚网索支护，顶板锚杆为: 22mm，L = 2200mm，设计锚固力150kN/根; 两帮锚杆为: 20mm，L = 1800mm，设计锚固力100kN/根。锚杆间排距均为800 800mm，顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆。锚索为: 18mm，L =6500mm，设计锚固力200kN/根，间排距为1500 2400mm。2）巷道布置及支护参数53下05( 北) 胶顺为沿空巷道，矩形断面，净宽 净高= 4 5 3 0m，净面积13 5m2。采用锚网索支护，顶板锚杆为: 22mm，L = 2200mm，设计锚固力150kN/根; 两帮锚杆为: 20mm，L = 1800mm，设计锚固力100kN/根。锚杆间排距均为800 800mm，顶、帮部锚杆均为螺纹钢树脂锚杆。锚索为: 18mm，L =6500mm，设计锚固力200kN/根，间排距为1500 2400mm。工作面辅顺为沿空巷道，矩形断面，其他设计支护参数及锚杆选型与胶顺相同。3）生产技术条件53下05( 北) 工作面采用走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤法。工作面推进长度为1250 9m，工作面面长220 5m，采高2 8 0 2m，工作面布置液压支架153 组，其中机头布置排头支架3 组，机尾布置3 组。工作面选用中间液压支架ZFS7200 /18 /35，ZFS6200 /18 /35 工作阻力是6250 kN; 上下端头选用ZFG9000 /22 /38 型放顶煤排头支架。两顺槽超前支护方式采用顺槽支架支护，胶顺选用ZT24500 /18 /35 型支架，辅顺选用ZT107000 /22 /38 型支架。1.2.2 孤岛工作面顺槽围岩变形情况分析1）观测方案该工作面推出切眼280m 以后，胶顺段超前区域围岩变形逐渐变大。工作面推出切眼450m，胶顺段超前区域围岩变形加剧，安全通道变小，对生产安全造成了一定的影响。 ( 1) 为了观测超前顺槽支架拉移期间的顶板活动情况，利用顶板动态仪进行观测，在胶顺第一组与第二组支架沿空侧支设1#顶板动态仪，每隔2 小时读数一次，当支架拉至动态仪时，应及时重新支设动态仪，记录变化读数。同时，为了监测工作面采动时的采动影响距离及影响程度，在距煤壁80m 处支设2#顶板动态仪实施定点固定监测。 ( 2) 为了准确地观测出胶顺巷道距煤壁80m 范围内采动期间的变形数据，在现场布设了5 组固定测点，采用十字交叉法、“E”形测量法观测顶板、底板活动规律，巷道两帮变形规律。其中1#、2#、3#、4#、5#测点分别布置在距煤壁14m、26m、50m、71m、87m 处，重点测量采动影响区域及不同时期的影响程度。2） 监测数据根据1 5#测点所得的数据分析，其中4#测点很具有代表性，所测得数见表1。 3）围岩变形分析 现对4#测点数据进行图形分析，其围岩变形分析如图2。根据围岩变形分析可知，4 #测站自距离煤壁80m 处开始逐步推至距煤壁60m，围岩变形总体比较稳定，变形量、变形速度均比较小。测点距工作面煤壁距离60 40m 范围内由于地鼓显现明显导致顶底移近量增大。根据图形总体分析，可以看出当工作面距测站40m 时，各项数据( 变形量及变形速度) 都明显增大。工作面距测站20m 时，两帮移近量及两帮移近速度变化明显，增大趋势明显。 4）顶板动态仪监测结果为了观测超前顺槽支架拉移期间的顶板活动情况，在胶顺第一组与第二组支架沿空侧支设的1#顶板动态仪，监测结果显示支架升降拉移时，顶板下沉量最大的为16mm，一般均在7mm 左右，按照一天割煤8 刀推算，胶顺一组支架就需要8 次拉移升降架，则顺槽支架上方顶板每天的下沉量在56 148mm 之间。推算结果与5 组测站实际监测结果基本吻合。在距煤壁80m 处支设2#顶板动态仪实施定点固定监测，4 天时间监测出顶底板移近总量84 88mm。从前面监测数据可以看出，主要是底鼓量。也就是说明孤岛工作面采动影响范围大于80m，而且主要表现为底鼓和沿空帮底脚外鼓1.2.3 孤岛工作面围岩变形与矿压规律总结 （1）严重影响区域: 受采动影响变形严重区域主要在距煤壁20m 以内。由于受回采动压的强烈影响，该区域巷道围岩变形剧烈增加，其中，顶板移近速度大于21mm/d，最大36mm/d，两帮移近速度大于65mm/d，最大72mm/d，顶底及两帮累计移近量分别达到476mm、400mm。 ( 2) 一般影响区域: 距煤壁20 60m，在该区域由于巷道受到采场超前支撑压力与采空区侧向支撑压力的共同影响，巷道的变形速度增加，其中，顶板移近速度大于2mm/d，最大6mm/d，两帮移近速度大于16mm/d，最大20mm/d。 ( 3) 基本无影响区域: 基本无采动影响区域为60m以外范围。该范围内巷道受回采影响较小，围岩移动速度较小，两帮围岩移近速度最大不超过14mm/d，巷道围岩维护状况良好。( 4) 沿空帮与实体帮变形量比率大约为4: 3。从距煤壁80m 处测点看，如果不采取任何措施，两帮最大移近量可能会达到700mm。建议最大限度将转载机及顺槽支架靠近回采帮，根据现场实际情况，可考虑在回采帮进行适当开帮处理。( 5) 沿空帮帮部自上而下鼓出量逐渐变大，为避免变形过大影响生产安全，建议类似孤岛工作面巷道设计为梯形断面或者扩大巷道设计宽度，提前设计出回采期间的让压变形空间。1. 3孤岛工作面沿空掘巷围岩控制技术随着煤炭资源不断的开采, 我国煤矿开采深度逐年增加, 为了避免连续工作面之间的干扰和安全开采的需要, 不可避免地形成孤岛工作面和沿不稳定采空区掘巷。孤岛工作面及其周围巷道附近应力集中程度高, 顶板运动剧烈, 再加上地质构造的影响, 如果支护技术不合理, 则会导致巷道围岩变形剧烈, 很容易引发冲击矿压等危险事故, 严重威胁着矿井的安全生产。2204 工作面是新桥煤矿第一个孤岛工作面, 研究在孤岛工作面支承压力分布规律的基础上, 形成适合新桥煤矿孤岛工作面沿空掘巷合理的支护参数, 对新桥煤矿后续类似条件下沿空巷道支护设计和安全开采具有重要的意义。1.3.1 新桥煤矿第一个孤岛工作面2204 工作面工程背景 2204工作面煤层稳定, 厚度变化较小, 最小2. 2 m, 最大4. 45m, 平均3. 1 m。局部煤层有夹矸,煤岩类型以亮煤为主, 工作面的煤层顶、底板砂岩水较丰富, 回采过程中可能有少量的顶板淋水及底板渗水。该工作面位于新桥煤矿北二采区, 东部为2206综采工作面(已采) , 西部为2202综采工作面(已采), 南部为北二采区胶带运输大巷, 北部为F19断层(已揭露)、DF18断层(已揭露)。2204工作面巷道布置平面图见图1。1.3.2孤岛工作面围岩应力分布孤岛煤柱开采工作面上覆岩层运动规律和采场矿压显现规律与非孤岛开采条件下有很大差别。对比一般非孤岛工作面开采时上覆岩层运动规律, 孤岛开采条件下工作面应力集中明显, 巷道支护困难,覆岩离层和断裂高度明显增大。采用FLAC5. 0 数值模拟软件, 分析新桥煤矿2204孤岛工作面围岩应力分布情况, 为选择沿空巷道合理的掘进位置和有效地支护阻力提供理论指导, 其压力分布特征见图2。当2204孤岛工作面两侧的煤层开采后, 孤岛工作面周围的支承压力重新分布, 从图2中可以看出,孤岛工作面两侧的支撑压力呈对称的马鞍型分布,靠近采空区侧的煤体受支承压力作用, 支承压力峰值可达16MPa; 在采空区边缘煤体存在一个相对低应力状态的区域, 即煤体的破裂区和塑性区, 在这个区域掘进巷道, 载荷相对较小, 较容易维护。1.3.3 沿空掘巷合理煤柱留设由于孤岛工作面两侧煤体边缘临采空区, 抗压强度较低并且边缘部分煤体遭到破坏, 使得支承压力向煤体深部转移, 并形成支承压力集中。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。上区段开采后在煤体形成破裂区、塑性区、弹塑性区、弹性区, 沿空巷道在塑性区和弹塑性区内开挖。煤柱在上区段采空区一侧破碎区深度为：式中, m 为巷道高度, m; A 为侧压系数, A = u/ ( 1-u); u为泊松比; &0 为煤体内摩擦角; C0 为煤体的粘聚力, MPa; k 为应力集中系数; r为岩层平均容重,kN /m3; H 为巷道埋深, m; P 0 为巷道煤帮支护阻力。 沿空巷道围岩破裂区半径:式中, a 为巷道宽度, m; p 为埋深, m; C 为围岩内聚力, MPa; &为内摩擦角。 煤柱内部塑性区的宽度: 根据新桥煤矿2204工作面的地质条件, 将相关参数代入, 计算沿空巷道合理煤柱宽度为: x= 4. 44m , 最终煤柱宽度取4. 5 m。1.3.4 支护参数设计 为保证巷道安全使用, 开采过程中除采取一般的超前顶板支护措施外, 靠采空区一侧、帮部应进行补强, 采用了预应力桁架支护技术控制小煤柱的整体移动和松散变形。煤层平均厚度3 m, 巷道毛断面宽4 m, 净断面宽3. 8 m, 净高不低于2 600mm, 沿顶沿底掘进。 ( 1)巷道顶板采用6根高强树脂锚杆+ 4 m 长M5 型钢带、钢耙网联合支护。锚杆规格为20 mm2400 mm, 间距750mm, 排距800 mm。布置两套锚索梁, 一梁三索, 锚索钢绞线规格为17. 8 mm 7300mm。采用矿用16#槽钢梁( 2. 2m )。 ( 2)巷道沿空帮采用5根高强树脂锚杆+ 3. 2m长M5 型钢带、矿用钢筋网联合支护。锚杆规格为20mm 2400mm, 间排距为700mm 800mm。布置高预应力桁架系统, 钢绞线规格为17. 8 mm 6000mm, 16#槽钢梁, 桁架排距为1. 6 m。 ( 3)巷道实体煤帮采用4 根高强树脂锚杆+2. 4 m长M5 型钢带、矿用钢筋网联合支护。锚杆规格为20 mm 2 400 mm, 间排距为700 mm 800mm。中部布置锚索梁, 一梁两索, 索钢绞线规格为17. 8mm 5300 mm。钢梁采用矿用16#槽钢梁( 2. 2 m)。沿空巷道断面支护见图31.3.5 巷道表面位移观测与分析 孤岛工作面沿空掘巷, 应力集中程度高, 变形剧烈, 全程跟踪动态观测巷道变形情况, 根据反馈的结果, 及时地调整支护参数或者采取特殊的支护措施,保障巷道的安全施工和工作面的顺利回采, 巷道每隔50 m设一个测站, 观测巷道表面位移, 见图4、图5。 巷道表面位移是巷道围岩稳定状况的综合指标。掘进期间成巷后30 d观测, 回采期间从距离工作面50m开始观测, 从观测结果得出如下结论。 ( 1)掘进期间两帮最大移近量达到196mm, 其中实体煤帮移近量为115 mm, 沿空帮移近量为81 mm, 顶板最大下沉量为65mm。回采期间巷道两帮累计最大移近量达950 mm, 其中实体煤帮移近量为450mm, 沿空侧煤帮移近量为500mm, 沿空帮的移近速度明显大于实体帮, 顶板最大下沉量为358mm。( 2)现场观测到回采期间底鼓量大, 底鼓速度快, 由于频繁的清底作业, 破坏了在巷道底板中的巷道表面位移观测基点, 使回采影响阶段巷道底鼓量实测数据不全, 难以进行定量描述。1.3.6 孤岛工作面沿空掘巷围岩控制技术总结( 1)沿空巷道掘巷煤柱宽度的选择是巷道在掘进和回采期间巷道稳定的关键, 根据极限平衡理论计算, 确定新桥煤矿2204孤岛工作面合理煤柱宽度为4. 5m。 （2)表面位移观测结果表明, 掘进期间成巷后一个月, 巷道两帮累积变形接近200 mm, 回采期间超前50m范围内, 巷道累积变形接近1 m, 巷道帮部位移量偏大, 这与孤岛工作面沿空巷道围岩的位移规律是一致的。 ( 3)合理的煤柱宽度和可靠支护参数设计及锚网索与预应力桁架联合支护, 有效地控制了孤岛工作面围岩变形, 保障了工作面的安全回采, 取得了良好的社会效益和经济效益。2 围岩变形观测2.1.1 淮南顾桥煤矿1116 ( 1) 孤岛工作面(1)1116 ( 1) 孤岛工作面为11 2 煤，该面煤层倾角3 10，平均5，煤层赋存总体比较稳定，煤厚1. 0 3. 4m，平均2. 6m，煤层直接顶主要为复合顶板，由砂质泥岩、泥岩和11 3 煤层组成。根据巷道实际揭露情况分析，在工作面中部，基本顶砂岩直接覆盖到112 煤层之上，向工作面两边直接顶板变厚。此工作面走向长2687. 9m，倾斜长217.6m，采用后退式走向长壁综合机械化采煤，正常回采期间工作面沿112 煤层底板回采一次采全高。周围有1117 ( 1 ) ，1115 ( 1 ) 和1117( 3) 工作面已回采完毕，1115 ( 3) 工作面正在回采。1116 ( 1) 工作面与周围工作面之间空间位置关系如图1 所示。 (2)观测方案观测区集中布置在1116 ( 1) 轨道回风巷中，其采用锚梁网支护，矩形断面。自1116 ( 1) 切眼煤壁前方12m 处开始，区内共设置为5 个观测站( 其中第1 观测站设7 对测点，第2 观测站内设5对测点，第3 观测站内设5 对测点，第4 观测站内设3 对测点，第5 观测站内设10 对测点) 。前4 个测站间距12m，各测站内的测点间距5m，测量范围总计128m; 第5 测站测量范围472m，10 个测点非均匀布置，间距由30 60m 不等。巷道表面位移采用钢卷尺和测杆测量，围岩表面测点布置如图2 所示。 (3) 巷道表面变形规律由于实际生产安排情况，1116 ( 1) 工作面短暂回采，推进距离较短，未引起上覆岩层的剧烈下沉变形，轨道巷围岩变形量较小。综合分析观测数据，得到孤岛面回采巷道表面受回采影响的变形规律，如图3 和表1。据此，巷道表面在短暂回采后的一个月停采期间变形规律如下:1. 停采期间巷道围岩变形量总体较小，顶底板的移近量和移近速度较两帮大。其中巷道顶底平均移近量138mm，最大移近量196mm，最大速度8. 77mm/d; 巷道两帮平均移近量96mm，最大移近量105mm，最大速度7. 9mm/d。2. 巷道顶底移近量表现为距离煤壁较近的测点比距离煤壁较远的大。巷道两帮的移近量则大体持平，基本维持在96mm 左右。3. 巷道顶底和两帮移近速度呈现先下降后上升转而基本稳定的趋势，最小移近速度均为2. 22mm/d.4. 其中处于“孤岛”工作面范围内的测点( 距煤壁67 109m) 的两帮和顶底板移近量和移近速度比“非孤岛”工作面范围的测点( 距煤壁35 50m) 略大。5. 由于距煤壁23m 范围内，受到工作面超前支撑压力的作用，位移量相对较大，“孤岛”与“非孤岛”两区域测点的移近量和移近速度都较距煤壁23m 范围内的测点小。为给后续正常回采创造良好的生产环境，结合停采期间观测的总体情况，应采用锚杆锚索联合支护，建议在工作面超前压力支承段应增加锚杆、锚索密度，加强支护。同时注浆充填、固结破碎围岩的裂隙，提高煤柱的完整性，围岩的破坏由原来强度较低的裂隙控制转变为由强度较高的固结体控制，以提高固结体的强度和刚度以及锚杆锚固力，显著改善围岩巷道的维护状况。综合观测结果，可得到孤岛工作面受回采影响的规律，如图4 据此，可把巷道表面在回采期间的变形分为4个阶段:1. 段在距工作面煤壁前方19. 7m 以内，区内处于“非孤岛”状态，随着工作面的推进，由于受到回采动压的影响，巷道围岩变形剧烈增加，巷道顶底移近速度一般大于43. 5mm/d ，最大速度113mm/d ，最大变形量可达222mm。因此，应及时挖底控制底鼓量，减小巷道变形，方便行人，同时满足工作面的通风要求。临界短暂稳定段在19. 7 34. 7m 范围内，区内为“孤岛”和“非孤岛”工作面的临界区域，位移移近量保持基本稳定，平均移近量为80. 25mm，移近速度一般为24. 5 43. 5mm/d，最大速度不超过43. 5mm/d。2.采动影响阶段在46. 7 88. 7m 范围内，区内处于孤岛状态，巷道受采动和相邻采空区残余应力双重影响，轨道巷压力显现明显，围岩变形量增大。其中距离前段“孤岛面”较近测点，移近量最大为110mm。3.无采动影响阶段在工作面前方88. 7m以外，巷道基本不受回采影响，围岩移动速度较小，两帮最大速度2mm/d，巷道维护状况良好。1116 ( 1) 工作面的回采致使轨道巷的断面面积变化较大。非孤岛工作面测点在22 54m 范围内，平均断面收缩率为12. 34%; 位于孤岛工作面与非孤岛工作面的临界区域为59 74m，平均断面收缩率为8. 37%; 孤岛工作面测点在86 118m 范围内，平均断面收缩率10. 9%。平均断面收缩率的大小关系为: 非孤岛工作面区域孤岛工作面区域临界区域。正常回采期间，工作面围岩总体呈现“底板隆起、顶板下沉”，形成相互错动式变形，导致孤岛工作面回采巷道变形和破坏。巷道破坏的主要区域为顶帮和顶帮角、底帮和底帮角，并呈对角式分布。巷道为大变形，属于大松动圈，巷道支护的重点是顶板和底板。针对围岩巷道的大变形特点，应当采用既能够加固围岩，又能够对围岩变形具有一定适应能力的支护方式。根据以往经验，锚网喷索联合支护和注浆加固可以相辅相成、共同作用，可以充分改变承压围岩圈层的力学性能，联合使用效果较好。尤其是超前支护段，更应加强联合支护。所以，通过对顾桥矿1116 ( 1) 孤岛工作面现场围岩变形观测研究，可得到如下结论:( 1) 巷道围岩变形规律可分为4 个阶，即采动影响剧烈段、临界短暂稳定段、采动影响段、无采动影响阶段。( 2) 回采巷道在走向受采动影响较远时，在采动影响起始处应开始适当维护，以增加巷道围岩的整体性和自身支护能力。在采动影响剧烈处应视情况进行超前支护，在工作面前方围岩剧烈变形处( 均超前35m) ，要加强巷道超前支护强度。( 3) 由于围岩受采动因素影响，达到稳定所需时间较长，而且围岩相对移近速度及相对移近量均较大，为便于围岩管理，减少巷道维护量，在该类巷道回采期间，应加快推进速度，以减小回采动压对巷道的影响。( 4) 对于受采动影响较大，巷道顶板和两帮移近量较大的巷道可以采取刷帮后进行锚网喷索联合支护和注浆加固，使位移量得到有效控制，有效阻止围岩内部的剪切变形与剪切滑动，同时，应及时挖底控制底鼓量，以保证巷道的有效断面达到安全规程规定的要求，方便行人，同时满足工作面的通风要求。3 孤岛工作面巷道变形与支护研究表明，孤岛综放工作面与非孤岛工作面相比，矿压显现更加剧烈，如动载系数、支护强度、顶板下沉量和片帮深度等均有明显增大。本章以谢桥煤矿1131（3）工作面为研究对象，展开孤岛工作面巷道围岩位移变化规律的研究。3.1 工作面概况 淮南矿业集团谢桥煤矿1131(3)工作面是孤岛工作面，开采煤层为13- 1 煤，其产状为：1802101115，平均14，平均煤厚5.55 m。工作面上顺槽埋深为540m左右，下顺槽埋深为570m左右。该上方地面为塌陷区，村庄已搬迁，济河从工作面西部穿过。西起东一C 组采区上山，东至东二采区上山，北至1121(3)运输顺槽，南至1141(3)回风顺槽。与该工作面相邻的1121(3)工作面、1141(3)工作面均已回采完毕。3.2 巷道支护情况（1）支护形式支护形式在保证通风行人的基础上，考虑巷道变形量大的特点，该工作面两顺槽设计断面为直角梯形，中高3.0 m，宽5.2 m；煤层倾角按14考虑，沿13- 1 煤顶板掘进。巷道采用全长预应力锚固强力锚杆锚索组合支护系统。（2） 施工工艺施工工序包括掘进和支护两大部分。巷道顶板支护工艺2：掘进打掉危岩出煤铺金属网上钢带临时支护钻顶板中部锚杆孔清孔安装树脂药卷和锚杆用锚杆机搅拌树脂药卷至规定时间停止搅拌并等待1min 左右从中向外依次安装其它顶板锚杆。帮锚杆施工工艺：挂网上钢带钻孔、清孔安装树脂药卷和锚杆搅拌树脂药卷等待1 min 左右拧紧螺母依次安装其它帮锚杆。（3） 施工技术要求掘进采用机掘方式，施工过程中有以下技术要求3：要求按设计尺寸施工，保证成形质量。不得超挖或欠挖，巷道掘进尺寸与设计尺寸相差不得超过200 mm。落煤完成后，应尽可能将浮煤清理干净，特别是两帮附近的浮煤，以防造成帮钢带安装困难和底脚锚杆安装困难。采用前探梁支设W钢带进行临时支护。锚杆应紧跟掘进头及时支护，最大控顶距不得超过2 m，当顶板比较破碎时，应适当缩小空顶范围。锚杆安装用气扳机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩应达到500 Nm。锚索应紧跟掘进工作面安装，张拉千斤顶张拉锚索至设计预紧力300 kN。帮锚杆安装应紧跟迎头，最大控帮距不得超过2 m。帮锚杆必须紧跟迎头及时安装，不得出现空帮现象，以防片帮造成W钢带贴帮困难。帮锚杆安装预紧力矩不得小于500 Nm。3.3 巷道围岩变形规律观测为了对巷道围岩变形规律进行观测，在上下顺槽分别设置离层观测站和表面位移观测站，对巷道围岩顶板离层规律和表面位移特征实施定时观测。（1） 上顺槽围岩变形规律 从图1 中巷道顶板离层图可以看出，巷道顶板离层量在初期有一个快速增大的过程；60 100 d之间进入一个缓慢的增长过程；在100 d 以后巷道顶板离层量逐渐和缓并保持在一个稳定的状态，浅部离层量保持在20 mm 左右，深部离层量保持在15 mm 左右。整个观测期间，巷道顶板锚固区内围岩没有出现失稳，巷道顶板离层量比较小，在可控的范围之内。由图2 中曲线可以看出，巷道掘进后，巷道顶底板移近量在很短时间内迅速稳定于一个较低水平，在掘进后40 d，巷道的顶底板移近量保持在270 mm 左右。在掘进后100 d 内，巷道两帮一直处于一个增大的过程中；从掘后100180 d 期间，巷道的两帮距离仍逐渐增大，但移远速度明显放缓并逐渐趋于稳定。在掘进后180 d，巷道两帮的移近量达到960 mm，巷道顶底板的运动趋于稳定。由以上分析可知，巷道掘进后，顶底板迅速进入稳定状态且移近量较小；巷道两帮变形量远大于顶底板，且长期处于增大的状态，直至趋于稳定。 （2）下顺槽围岩变形规律从图3 中可以看出，下顺槽顶板的浅部离层量比深部离层量大，但两者的变化趋势一致。掘进后20 d 左右范围内，顶板离层量处于快速增大的阶段，浅部离层与深部离层变化规律相似。之后，巷道顶板离层量趋于稳定，基本保持一定值。其中浅部离层量和深部离层量分别在25 mm 和20 mm左右范围保持稳定。从图4 中可以看出，在掘进初期，巷道表面位移变化比较剧烈，在巷道掘进30 d 后，巷道的顶底移近量处于稳定状态，保持在200 mm 左右几乎不发生变化；而巷道两帮移近量在掘进后80 d内一直处于动态变化中，之后稳定在600 mm 左右。（1） 观测总结 因为1131(3)工作面是孤岛工作面，巷道两帮处于临侧采空区的支承应力区，而且巷道的埋深比较大，所以巷道承受的压力比较大，导致巷道围岩变形比较大。观测发现1131(3)工作面巷道变形有以下特点：上顺槽围岩变形比下顺槽剧烈，且下顺槽围岩在掘进后很快进入稳定状态，而上顺槽围岩在掘进后很长时期内处于不稳定的状态。巷道顶板围岩中深部离层量明显大于浅部离层量。巷道两帮移近量明显大于顶底板移近量。通过观测可以发现，虽然1131(3)工作面上下顺槽围岩变形较大，但仍在可控的范围内，只要合理支护就能取得很好效果。4 结论总结通过对实地孤岛工作面巷道围岩变形规律的观测与分析发现，在现有支护工艺条件下，孤岛工作面巷道掘进后上顺槽围岩变形比下顺槽剧烈；且掘进后下顺槽围岩较快进入稳定状态；巷道顶板围岩中深部离层量明显大于浅部离层量；两帮变形量明显大于顶底板移近量。以上规律有利于加深对孤岛工作面回采巷道围岩活动规律的认识理解，并对现场支护工艺及方案的改进有一定的指导意义。英语原文COAL MINING UNDER SPECIAL CONDITIONSSECTION1 LONGWALL MINING TECHNIQUESFOR MINIMIZING SURFACE STRUCTURAL DAMAGESLongwall mining is a relatively new mining method in the United States. Early trials in the eastern and central coal fields were not successful, mainly because, among others, the face supports did not have sufficient capacity. It was not until in the late 1960s , when the highcapacity self-advancing powered supports became available,that longwall mining was successfully reintroduced. Since then the number of mines employing the longwall method has been steadily increasing. It has reached approximately 7.5 in 1981.One of the major concerns for longwall mining is the extent of surface subsidence and its induced surface structural damages. The experiences have been that room and pillar mining with low recovery ,e.g. no pillar mining can be implemented such that no measurable surface subsidence occurs during the period of underground mining, although subsidence may occur long after (say 4050 years)mining. In contrast, the general concept about longwall mining is that since there is a complete extraction of coal in a longwall panel, there will be much large surface subsidence and thus structural damages. This is to some extent justifiable because past research has demonstrated that surface subsidence due to longwall mining occurred even when the seam depth was close to 1000 ft. and that minor ctackings could occur in a residential house depending on the type and location of the residential house within the panel. In other words under longwall mining there could be some damage to some surface structures such as houses. But it can be protected such that the damages are so minor that except minor crackings, the houses are practically the same before and after mining.Therefore in dealing with the protective measures for surface structural damages due to underground longwall mining it must be recognized that mearly all surface structures can be completely protected if the cost is not the subject. But this is not necessary . Instead, there should be a compromise between the cost to be expended and the degree of damages the structures will be sustained. In anticipation of the development of longwall mining, the authors have been studying the subsidence problems that have occurred in major coal producing countries in the world. In this paper various mining techniques that have been successfully employed for reducing surface structural damages are reviewed and presented. Protective Measures for Surface Structures It is well known that underground mining will induce movements and deformation of the overburden strata and surface. As a result, surface structures within the movement basin will be subjected to deformation. In general it is uncommon to adopt measures that will completely eliminate structural deformations because its extremely costly and difficult to accomplish . The technical methods that are normally employed can be divided into two categories : Methods for protecting the structural elements of the structures and protective mining methods for reducing surface movements. The basic principle is that a small amount of deformation is allowed to occur. Within this limit, the structure maintains its normal functions as well as it did before mining. The objective of any methods employed for protection of the structural elements is that the structures can tolerate the deformation induced by longwall mining. The repair cost for those protected structures will be much less than those unprotected ones. The normal practice is to predict the potential amount of surface deformation, followed by evaluating the intensity of damage based on the allowable amount of deformation for the structures. Finally, the proper protective measures are adopted. The protective mining methods should be such that they reduce the amount of deformation occurred on the surface and the structures. These include partial and backfill mining and any other mining methods that achieve high percentage of recovery by making use of the deformational characteristics of surface movements. Under normal conditions, mining under a group of surface structures should consider the protective mining methods and the corresponding methods for protecting the structural elements of the surface structures. Experiences in foreign countries have demonstrated that such considerations are economically reasonable and technically feasible. As the characteristics of surface movements become better known, the preferential mining techniques for surface structural protection changes from strip mining or room and pillar mining to full face longwall mining; and later from longwall backfilling to longwall caving method. In many cases, the longwall caving with proper designs and procedures, coupled with the protective measures for structural elements has achieved satisfactory results. Characteristics of the Surface Movements and Deformations When the effects of longwall mining have reached the surface, a surface basin which is larger in area than that of the gob area is formed on the surface. In the flat or nearly flat seams, there are three zones in the final surface movement basin when the mined-out area (or gob ) has reached the critical one (Fig.1):Fig.1 Surface movement basin2） center zone; 2inner edge zone; 3outer edge zone（1） Center zoneThis is located directly above the center portion of the gob. Surface subsidence is maximum possible and uniform. There are no visible cracks.（2） Inner edge zoneThis is located above the gob near the panel edge. Subsidence is not uniform. The surface is concave upward and dips toward the center of the basin. This area is subjected to compression and usually no cracks appear.（3） Outer edge zoneThis is located beyond the panel edge and above the solid coal. Surface subsidence is not uniform. The surface is convex and dips toward the center of basin. It is subjected to tension. When the tensile strain exceeds the allowable value, surface cracks appear.SECTION 2 MINING TECHNIQUES FOR PROTECTINGSURFACE STRUCTURESThe intensity of damage to the surface structures due to underground longwall mining depends not only on the characteristics but also the amount of the deformation. The amounts of movement and deformation for each point on the movement basin vary. Therefore the relative position of surface structures in the movement basin affect the intensity of structural deformation.Surface curvature and horizontal strain are the two major causes for structural damages. Generally speaking, when the structures are located in an area where subsidence is uniform, there will be no induced stress in and subsequently no damage to the structures. Of course if the uniform subsidence causes the water table to rise leading to long-term flooding or excessive moisture, it will be weaken the structures and restrict their normal use. It has been demonstrated that if a structure is located at the center portion of the surface movement basin under critical or supercritical area, regardless of the amount of subsidence, the damages to the structure will be light and can be used as normal. Almost all of the coal mines in the US are extracting flat or near flat seam in single pass (or slice). The average thickness varies from 58 ft. with little or no faulting. Housing density over the mines is much less than other countries. Therefore, longwall mining with special techniques can be effectively adopted for safe extraction of coal under surface structures.The most important item is , based on the characteristica of surface movement and deformation, how to make use of the adaptability of the structure and attempt to eliminate or reduce the effects of the factors that are detrimental to structural stability. In this respect, researchers in China , Poland and UK have developoed considerable experiences. In the following sections the principles developed in those countries will be illustrated and adapted by considering the current state-of-the-art and expected development in the US.Complete ExtractionAs mentioned earlier, both nonuniform subsidence and horizontal deformation concentrate on the edge of the mevement basin. This due to the fact that a corresponding surface deformation is formed in response to the edge of the mined-out area and that if the edge does not change position, surface deformation changes from dynamic to static in which the deformation reaches its maximum value. Therefore each permanent edge of the gob induces a larger surface deformation zone. In complete extraction, the coal underneath the structures is completely extracted so that surface deformation will be milder.Continuous ExtractionThe face must be advanced uniformly and continuously. It should not be stopped for a long period. Because the instantaneous or dynamic surface deformations on the edge of the movement basin above a moving longwall are only about 1190 of the static ones , with mostly from 4060. Furthermore the dynamic movement and deformation decrease gradually and disappear as the face moves away. If the face stops for a long time, a permanent gob edge will form and transform the dynamic to static movement and deformation. The amount of increase in deformation due to the transformation may be sufficient to cause structural damages.When the face encounters some structural geological changes such as faults or when it has reached the property boundary, the face is liable to stop and forms the permanent gob edges. In order to avoid its occurrence, based on the results of the premining geological surveys, preparatory works can be performed in advance on both sides of the fault so that longwall mining can be done continuously on both sides.The amounts of surface movement and deformation vary with the rate of face advance. It is generally considered that as the rate of face advance increases, the subsidence rate will increase but the dynamic deformation will decrease. This is beneficial for structural protection.Therefore, the long-term face stoppage at each weekend results in larger static movements and deformations.Selected ExtractionWhen there are multiple seams under a group of surface structures, it is not necessarily to extract in descending order . Rather based on the seam intervals,predicted surface deformation and structural ability to resist deformation, etc., the deeper and thinner seam may be selected for extraction first. The other seams are extracted later as experiences gain for that area.Limited Thickness ExtractionSince the amount of surface movements and deformations increase with the increase in mining height, under certain conditions, only a portion of the seam thickness shoule be extracted. The thickness of extraction will be based on the predicted surface deformation to be tolerated by the structures. If the seam thickness varies considerably, the thickness of extraction as established before must be implemented uniformly.Simultaneous ExtractionWhen surface structure are located on both sides of the mine boundaries or a fault, the coal should be extracted simultaneously on both sides in order to reduce the ill-effects associated with a permanent gob edge. Simultaneous extraction is also an effective method for extracting coal seams on both sides of a fault that is underneath a group of surface structures. If there are many surface structures on the areas to be undermined, one or several mining techniques described in this paper should be adopted to minimize the damage.参考文献：1 蒋国安、吕家立.采矿工程英语. 徐州：中国矿业大学出版社，1998.中文译文煤炭特殊开采第一部分 为尽量减少地表结构损害的长壁开采技术在美国，长壁开采是一个相对较新的采矿法。早期在东部和中央煤田试验没有成功，这主要是因为，没有足够的支护能力支护工作面。但直到1960年代后期，当使用自移式液压支架时，长壁开采法重新获得了成功。从那以后使用长壁开采法的煤矿的数量稳定地增加，在1981年达到了大约7.5。长壁开采法主要关注之一就是地表下沉及它导致的地表结构损坏的程度。以往的经验是：具有较低回采率的房柱式开采，例如不开采煤柱，可使地下回采期间不出现可测到的地表下沉，尽管这种下沉可能在开采很久以后（如4050年）发生。与此相反，长壁开采的一般概念是，由于在长壁开采的区段中煤的完全采出，会有较大范围的地表下沉，从而造成地面建筑物破坏。这在一定程度上是合理的，因为过去的研究已经表明，地面沉降是由于采用了长壁开采法，既使当开采深度接近1000英尺，住房是否出现裂缝还取决于住宅房子的类型和所处的位置。换句话说长壁开采可能会使一些建筑物表面结构产生损坏，如房屋。但是，这种损坏能够防止，以使裂缝