锚网支护沿空掘巷矿压显现规律专题报告

锚网支护沿空掘巷矿压显现规律摘要：沿空掘巷有利于最大限度减少“两巷”煤柱损失量，锚网支护是这类巷道的主要支护手段。文章通过阐述了沿空掘巷巷道上覆岩层结构、围岩应力分布、围岩变形的一般规律。并通过现场实测数据的整理分析，总结了类似条件下巷道的矿压显现规律，以指导沿空巷道的支护设计。关键词：沿空掘进巷道；锚杆支护技术；锚网支护；矿压显现；应力分布 1绪论1.1问题的提出及背景目前我国己经成为世界上最大的能源生产国和能源消费国之一。我国经济正处在快速增长时期，一次能源生产量和消费量均超过世界总量的10%，其中，煤炭生产量和消费量约占世界总量的30%，且我国在一次能源的生产和消费构成中，煤炭所占比重约为2/3，经预测到2015年煤炭占60%左右，2050年将占50%以上，因此，能源结构长期以煤为主。煤炭资源从浅部开始开采，随着浅部资源的日益枯竭，国内外都陆续进入深部资源的开采，煤矿深井开采是世界上大多数主要采煤国家目前和将来要面临的问题。因此，合理利用浅部资源，避免过早进入深部开采成为我们要解决的问题。而在许多矿井采用传统宽煤柱护巷方式，煤炭采出率低，这主要是由于护巷煤柱宽度过大而造成的。而有的矿井区段煤柱的留设及采场周围巷道的布置不合理也在很大程度上直接影响到采区采出率。因此实现回采工作面无煤柱开采或最大限度减少“两巷”煤损量，对提高采区采出率具有重要意义。我国煤炭产量的95%以上来自地下开采，回采巷道的掘进与支护是矿山建设和矿井生产过程中量大、面广的工程。巷道支护是煤炭开采中一项关键技术，可靠的支护技术是实现矿井安全、高效的必备条件。煤巷锚网支护技术发展极为迅速。与棚式支架支护相比，锚网支护显著提高了巷道支护效果，降低了巷道支护成本，减轻了工人劳动强度。更重要的是，锚杆支护大大简化了采煤工作面端头支护和超前支护工艺，改善了作业环境，保证了安全生产，为采煤工作面的快速推进创造了良好条件。目前，锚网支护技术已在国内外得到普遍应用，是煤矿实现高产高效生产必不可少的关键技术之一。随着矿井产量和效率不断提高，要求巷道断面越来越大、成巷速度越来越快，传统的巷道设计方式越来越不能满足采掘接替的需要。巷道之间保留煤柱，以及巷道与回采工作面之间保留煤拄护巷一直是煤矿中传统的护巷方法，对提高煤炭资源的采出率极为不利。近三十年来，无煤柱护巷技术得到迅速发展，沿空掘巷是我国无煤柱护巷的主要形式，在国内外己获得广泛应用。沿空掘巷技术对合理开发地下资源，提高煤炭采出率，延长矿井开采期限具有重要意义，采用沿空掘巷的方法维护回采巷道是必然趋势，也是支护技术改革的关键技术之一。20世纪70年代以来，沿空掘巷技术得到一定程度的推广，沿空掘进巷不仅具有围岩节理裂隙、层理发育显著特点，而且巷道一帮是毗邻采空区的护巷小煤柱，受采动支承压力作用，造成围岩更加变形、破碎，部分区段顶板离层等。这就造成了沿空掘巷过程中及掘巷后巷道的维护出现了极其复杂的问题。沿空掘巷支护方式大多为架棚支护，架棚支护属被动式支护，在复杂困难条件下（大断面、高应力、高瓦斯、易自燃、采空区涌水量大）沿空掘巷，其巷道还存在难支护、采空区难以隔离等技术难题。在沿空掘巷中采用锚杆支护，比在实体煤巷道中采用锚杆支护存在更大困难，主要是：（1）由于沿空侧煤体在矿山压力作用下变得更加破碎，给巷道的掘进与支护带来更大困难，采用锚杆支护首先应保证巷道在掘进期间的稳定；（2）由于沿空掘巷在工作面回采期间的矿压显现较实体煤巷道在回采巷道更加剧烈，必须控制巷道在工作面回采动压影响期间的剧烈变形，保证工作面的正常推进。在我国煤炭产量逐年增加，每年需要掘进大量的回采巷道，随着开采规模不断扩大，沿空掘巷是必然趋势。以淮南矿业集团谢桥煤矿13318E工作面沿空轨道平巷为工程背景，开展锚网支护沿空巷道矿压显现规律，通过研究将有利于指导相似条件下沿空掘巷支护设计的科学化、提高煤炭采出率、减少回采巷道支护费用，全国相似条件下沿空掘巷矿井实现安全、高效具有重要的意义。1.2国内外研究现状1.2.1沿空掘巷煤柱的留设研究现状我国的薄及中厚煤层沿空掘巷最早可追溯到建国初期，大体上经历了以下几个发展时期：早在20世纪50年代我国已有个别矿井自发地应用沿空掘巷技术；60年代的初期试验阶段；70年代沿空掘巷技术有所发展，并开始矿压研究，取得了可喜的成果；80年代初期提出了沿空掘巷巷道围岩变形特征；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。但对煤柱的宽度没有统一的认识，在许多矿井中，煤柱宽度从1-5 m直至20-30 m不等。国外，如澳、英等国不搞沿空掘巷，他们认为由于相邻工作面开采的影响，在本工作面顶板中距相邻工作面采空区一定范围内产生采动倾斜裂缝，煤巷布置在裂缝中围岩是非常不稳定的，布置煤巷时应该躲开这些裂缝。因此，区段平巷的护巷煤柱尺寸是巷道埋藏深度的1/10，至少应当在15 m以上。美、德等国的区段煤层平巷均布置在实体煤中，俄罗斯、乌克兰的沿空掘巷只采用金属支架支护。窄煤柱沿空掘巷在我国应用较早，窄煤柱护巷最早应用于20世纪50年代，国内学者对此作过大量的研究，一般认为留窄煤柱沿空掘巷不仅在掘巷期间围岩变形剧烈，而且在巷道掘出后仍保持较大速度的持续变形，但这一结论是建立在薄及中厚煤层巷道棚式支护基础上的。特别自90年代以来，随着支护理论和支护的发展，我国回采巷道用小煤柱护巷有了前所未有的发展，在沿空掘巷的机理、矿压显现规律及“支架-围岩”关系、合理滞后时间，以及在支承压力作用下的沿空掘巷等方面进行了一些基础研究工作，取得的主要进展有：（1）进行了与采空区相邻煤体内应力分布理论研究，研究了与采空区相邻煤体内的应力分布规律，分析了支承压力及其它影响因素，建立不同的力学模型得出了求解煤体内弹性区应力、塑性区应力、塑性区宽度及支承压力影响范围等的数学表达式。（2）研究了沿倾斜方向巷旁煤体内不同应力带的特征及分布规律。一些研究单位通过数值分析、实验研究和不同矿区的三、四十个矿井进行井下实测，查明了不同矿井中沿倾斜方向巷旁煤体边缘卸载带的宽度，侧向支承压力峰值的应力集中系数和峰值区离巷道的距离，以及侧向支承压力影响的总范围。（3）开展了沿空掘巷矿压显现规律研究。通过大量井下观测和实验，研究了沿空巷道所经历的不同矿压显现阶段中的巷道围岩移动和支架受载特点，通过研究还提出了预计沿空掘巷时的顶底板移近量公式等。（4）进行了沿空巷道“支架-围岩”相互作用关系研究。通过理论分析及实验研究认为支架的作用不可能改变开采后岩层运动的基本规律，而在于抑制巷道周边附近岩石尤其是散离、松动岩块的过量位移。因此，合理的“支架-围岩”关系是使支架在工作过程中所形成的阻力与围岩发生的位移能始终处于受控条件下的动平衡状态。（5）对架棚支护的沿空掘巷进行了研究，认为留窄煤柱沿空掘巷，扰动了侧向支承压力分布，不仅在掘进期间巷道强烈变形，而且在掘进后的稳定期间仍保持较大的变形速度，还认为窄煤柱裂隙发育、甚至破碎，自身难以保持稳定，而且，其支承作用小，增加了巷道跨度和悬顶距，沿空掘巷维护困难。（6）采用流变模型进行合理滞后时间的研究，为确定合理掘进时间提供了参考。（7）在个别矿井进行了在支承压力作用下迎采动工作面留窄煤柱掘进进行了实践，但变形量较大，为窄煤柱沿空掘巷提出了新的思考。上述这些研究成果都在不同程度上为改善沿空掘进巷道的维护及设计和选用合理的支护方式提供了理论方向和实践依据。但目前对煤柱的合理宽度一直没有统一的认识，其结论差别较大，导致某些应用窄煤柱维护的巷道支护困难、甚至严重制约回采工作面推进。另外随着锚杆支护技术的迅速发展，沿空掘巷支护方式由架棚被动式支护发展为高预紧力、高强度的锚杆支护，沿空巷道的围岩变形规律及矿压控制方式有了新的改变，但如何保持回采期间的煤柱稳定性以及如何进行超前煤柱加固还有待进行研究。1.2.2沿空掘巷巷道的支护现状由于沿空掘巷巷道的矿压显现与一般的实体煤中掘进的回采巷道不一样，在本区段工作面回采后，由于顶板冒落及上覆岩层的移动，围岩应力将发生重新分布，相邻区段所形成的固定支承压力和本区段工作面超前支承压力叠加，其巷道围岩变形破坏严重、变形量大。尽管采用了加大支护刚度等一系列措施，但巷道维护仍然十分困难，严重影响着矿井的安全生产。90年代以前中厚煤层沿空掘巷多采用金属支架维护，包括矿用工字钢梯形棚支架和U型钢拱形可缩支架维护，90年代以后随着高强锚杆支护技术的发展，中等稳定程度以上的综采煤层巷道普遍采用锚杆支护，沿空掘巷锚杆支护也取得了成功。下面就不同的支护方式优缺点进行比较：（1）矿用工字钢梯形棚支护矿用工字钢梯形棚支护有着支护形式简单、操作方便、取材简单、支护适应性强等特点。矿用工字钢梯形棚支护有其自身的优点，但也有其自身的不足。采用工字钢梯形棚支护时，由于支架与围岩接触不好，初期处于空松状态，支架被动等劲，随着煤体变形逐渐与支架接触，支架才与围岩相互作用。初期围岩受约束力很小，软弱煤体松动范围变大，煤体承载较低，造成支架载荷较大，由于沿空掘巷巷道围岩变形特征的特殊性，在掘进期间基本能满足巷道支护的要求，但巷道施工时工人劳动强度大，巷道推进缓慢，管理较为复杂。在回采期间采用工字钢梯形支架支护时，由于老顶回转变形较大，破坏后的煤体挤向巷道空间，棚腿变形急剧加大，弯曲、折断较多，巷道有效断面迅速减小，支架变形严重，稳定性差，极易发生垮棚、冒顶、堵人等事故。当巷道位移量较大时、需要维修，同时过大的变形使支护系统的整体安全性得不到根本保障。同时在回采期间替棚工作量较大，安全隐患增多，并且由于沿空掘巷巷道变形量大，支架产生严重变形，工字钢的复用率极低，造成支护成本加大。（2）U型棚支护U型棚解决了梯形工钢稳定性差、不能适应围岩的大变形的特点，其适用范围较矿用工字钢梯形棚的大。但U型棚有也其自己的缺点：当采用U型棚支护时，由于围岩的应力大、蠕变速度不均而使得支架构件局部承载，常常出现支架顶梁弯曲、棚腿扭折等现象，使支架失去承载能力，折损比较严重，巷道维修工程量较大。随着矿井机械化程度的提高，采用U型棚支护的回采巷道不能满足机械化开采快速推进的要求，特别是沿空掘巷的支护问题更加突出，成为制约工作面高产、高效的瓶颈。（3）锚网支护煤巷锚网支护是我国煤矿自综采之后的第二次支护技术革命。自1996年以来，质量上有了显著提高，数量上有了迅猛发展。通常使用的锚杆支护属于“主动”支护，在锚杆安装后及时对围岩提供支护阻力，而且随着围岩的变形，支护阻力不断增加，因而能够及时、有效地强化围岩强度，防止围岩早期离层和控制围岩变形，从而保持围岩的稳定。由于沿空掘进巷道在回采期间变形量大，从支护与围岩运动统一的角度及支护与围岩的相互作用关系出发，寻求防止支架因局部承载而遭受破坏、减少巷道维修工程量的沿空巷道支护方法是亟待解决的研究课题。随着锚杆支护理论和技术的发展，锚杆支护在沿空掘巷中的成功运用，为推动窄煤柱沿空掘巷的应用起到了重要作用。锚杆支护与传统的棚式支护相比，具有显著的技术、经济优越性。其主要表现在：锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体，为主动支护，而一般棚式支护属被动支护；与棚式支护相比，锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况，保持巷道围岩的长期稳定，在相同生产地质条件下，锚杆支护的巷道围岩变形量通常要比棚式支护减少一半以上；锚杆支护还可以节约大量钢材，减少材料辅助运输和减轻工人劳动强度，还有利于快速掘进；锚杆支护的巷道能适应大变形要求，在巷道服务期间，基本不需要维修就能保证巷道的正常使用；在使用机械化程度较高的回采工作面，锚杆支护巷道减少了棚式支护巷道的替棚工作量，有利于回采工作面的安全、快速推进。1.2.3沿空掘巷锚杆支护理论实践证明，锚杆支护作为一种主动支护形式，对于改善巷道围岩结构特性，提高围岩自承能力方面具有独特的优势，并且成本低，在世界上的主要产煤国家中得到了广泛的应用。随着煤巷锚杆支护技术在我国的应用，近年来，锚杆支护理论研究有了进一步的发展，基于高预应力锚杆的应用，提出了基于高水平地应力的“刚性梁”理论及基于高垂直地应力的“刚性”墙理论。（1）悬吊理论悬吊理论对锚杆支护机理作出了最朴素的解释：锚杆的作用在于将下位松软和/或破碎岩层悬吊于上位坚硬岩层。对于在巷道顶板一定范围内存在坚硬岩层时，采用悬吊理论进行锚杆支护设计是完全可行的，也是最简单、最经济的方法。（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。在美国七十年代无拉力全长胶结锚杆盛行时，组合梁理论被广泛用来解释锚杆的支护机理，其主要要点是：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，薄的岩石分层能独立抗拒的拉应力较小，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。材料力学中的组合梁理论本身不考虑水平侧压的影响，而只考虑垂直载荷。（3）组合拱理论组合拱理论认为：在拱形巷道围岩的破裂区中安装预应力锚杆时，在杆体两端将形成圆锥形分布的压应力，如果沿巷道周边布置锚杆群，只要锚杆间距足够小，各个锚杆形成的压应力圆锥体将相互交错，就能在岩体中形成一个均匀的压缩带，即承压拱(亦称组合拱或压缩拱)，这个承压拱可以承受其上部破碎岩石施加的径向载荷。在承压拱内的岩石径向及切向均受压，处于三向应力状态，其围岩强度得到提高，支撑能力也相应加大。因此，锚杆支护的关键在于获取较大的承压拱厚度和较高的强度，其厚度越大，越有利于围岩的稳定和支撑能力的提高。组合拱理论在一定程度上揭示了锚杆支护的作用原理，在岩石或煤层拱形巷道中可以作为锚杆支护参数的设计依据。（4）围岩松动圈支护理论围岩松动圈理论认为：地应力与围岩相互作用会产生围岩松动圈；松动圈形成过程中产生的碎胀力及其所造成的有害变形是巷道支护的主要对象，松动圈尺寸越大，巷道收敛变形也越大，支护越困难。依据松动圈的大小采用不同的原理设计锚杆支护。小松动圈(040cm)采用喷射混凝土支护即可；中松动圈(40150cm)采用悬吊理论设计锚杆支护；大松动圈(150cm)采用组合拱原理设计锚杆支护参数。由于围岩松动圈是随着时间、巷道支护形式及支护强度的变化而变化，并且在同一断面上由于岩性的差异，围岩松动圈的大小也是不一样的。所以，在复杂条件下围岩松动圈理论(如煤巷、软岩巷道)并没有得到应用。松动圈支护理论对于锚杆支护的指导作用主要在于确定普通锚杆(如普通圆钢锚杆、水泥药卷锚杆等等)的适用条件和范围。（4）最大水平地应力理论自从八十年代以来，水平应力对巷道稳定性的影响已经引起了人们的普遍关注。澳大利亚W.Gale博士，通过数值模拟分析及现场观测，得到了水平应力对巷道稳定性的最基本的认识：巷道轴向与最大主应力方向平行时，巷道受水平应力的影响最小；二者垂直时，巷道受水平应力的影响最大；二者呈一定夹角时，巷道其中一侧会出现水平应力集中而另一侧应力较低，因而顶底板的变形会偏向巷道的某一侧。并提出在最大水平地应力的作用下，顶底板岩层易于发生剪切破坏，出现错动与松动而造成围岩变形，锚杆的作用即是约束其沿轴向岩层膨胀和垂直于轴向的岩层剪切错动，因此要求锚杆必须具有强度大、刚度大、抗剪切阻力大的特点才能起到约束围岩变形的作用。所以，澳大利亚锚杆支护特别强调锚杆高强及全长胶结。1.2.4沿空掘巷锚网支护机理（1）采用锚网、钢带形成高强度、大收缩性的支护承载圈，即组合加固拱。据有关的测定组合拱内的岩体强度接近于破坏前的强度，同时具有较大的可缩性，这是沿空掘巷支护所必须具备的，只要支护参数选择合理是可以取得较好效果的。锚杆在岩层中的实质就是锚杆对松动圈进行约束挤压加固，重新形成具有一定强度、一定厚度的组合加固拱。（2）由于采用沿空掘巷，普通锚杆难以保证巷道支护的可靠性。因此必须在普通的锚网梁支护的基础上使用锚索支护，从而通过锚索的悬吊作用，与锚网梁形成的组合梁形成一个厚度加大、抗弯强度和刚度提高的组合梁结构。（3）采用锚杆支护，可以减少围岩浅部的扩容变形能力。在高应力作用下，扩容变形是不可能完全阻止，通过锚索支护可以有效地加固锚固范围的围岩体，可大大减少其扩容变形量。（4）采用钢带、金属网提高了围岩面的抗拉变形能力，控制围岩变形量，同时通过钢带，形成一个有机的支护体，而不是锚杆锚索的独立作用，从而提高了整体支护能力。（5）锚索外部采用槽钢垫板，提高了抗变形能力，在高应力的作用下，通过槽钢的塑性变形进行部分卸压，大大减少了锚索的破损力。（6）塑性变形卸压是一种少量可以允许的变形量，这种变形量不是有害的，它不影响巷道的安全使用。1.2.5沿空掘巷锚网支护施工工艺（1）机掘或爆破出货并做好临时支护后，同时将锚杆机搬至迎头，接齐风水管，配齐钻头钻杆等钻具，由班组长点准锚杆眼位置后，开动锚杆机打锚杆眼。打眼时，一人扶锚杆机手柄操作，一人扶钎稳钻杆并换钻具。（2）中间一根锚杆眼打齐后，上钢带，将树脂药卷及锚杆装入锚杆眼，安上锚杆搅拌器，开动锚杆机搅拌，搅拌应先慢后快，时间 2030s，严禁将锚杆直接顶入眼底不搅拌或搅拌时间不够即停机。待锚固剂凝固，等3min后，再开动锚杆机拧紧螺帽。（3）如此依次将一排锚杆安装齐，一排施工完后再施工下一排。每循环顶部支护好后再拆除临时支护。（4）施工帮部锚杆时，用手镐将帮裁齐，找准锚杆眼位置，用煤电钻或风动钻机打锚杆眼，眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，铺钢带及网，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器，开动煤电钻或风动搅拌器搅拌，搅拌应先慢后快，时间 2030s，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。（5）施工锚索先找准锚索设计位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需使用套接钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索线时应注意轻送，防止将药卷在眼的下部即被弄破，药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌。（6）搅拌应由慢到快，时间为2040s，待树脂凝固后，取下搅拌器，等 1h 以后，上托板及锁具，托板应大的在上，小的在下。（7）用张拉千斤顶及手动油泵（MS- 15- 150/55）张拉锚索线，油泵压力达到 18MPa 以后，方可回压卸下千斤顶，至此施工完毕。1.2.6沿空掘巷锚网支护质量要求（1）锚杆间排距误差不超过100mm。帮部最下部的锚杆距离巷道设计底板不得超过400mm，否则必须重新补打。（2）锚杆、锚索应垂直于巷道轮廓线，与岩面的夹角大于75，底部锚杆应向下扎15左右。（3）锚杆端部必须推至孔底，尾端露出螺母不大于 50mm，但必须上满丝；锚索外露 150250mm。（4）锚杆螺母必须拧紧。顶锚杆螺母的预紧力矩不应小于 140N.m，帮锚杆螺母的预紧力矩不应小于100N.m，锚固剂凝固 15min 后，再用力矩扳手重新拧紧一遍；帮锚杆安装好，锚固剂凝固15min后，用力矩扳手将螺母拧紧。（5）帮部锚杆锚拉力应6t，顶部锚杆锚拉力应10t；锚索锚拉力应14t。（6）在顶板不稳定的情况下，锚杆支护的最大控顶距为 1.0m；顶板较稳定的情况下，锚杆支护的最大控顶距为 1.8m，即每循环最多掘进两排；顶部锚杆紧跟迎头；帮部稳定时，帮部锚杆滞后顶部锚杆不超过10m，帮部煤体结构较为松软、地质构造较为复杂或巷道压力较大时，帮部锚杆滞后迎头不超过4 排，如煤壁松软易片，帮部支护应紧跟迎头，以减少暴露距离及时间。锚索滞后迎头不得超过 25m，顶板压力大、顶板稳定性较差破碎易掉时锚索紧跟迎头。（7）钢带紧贴煤（岩）壁；钢带之间必须搭接，搭接长度不小于 100200mm，搭接部位应正好位于锚杆眼位置，用锚杆固定；顶部钢带垂直中线，扭距不得超过 200mm,帮部钢带垂直顶底板，巷高误差在0200mm 之间。（8）若巷道顶板有煤线、弱软易掉岩层、过断层滑面等，应主动挑顶或跟断层面、层理施工，锚杆、锚索应生根在稳定岩层内，因此而造成的巷道顶板起伏视为符合要求，但巷道底板应按腰线施工或平缓变坡。（9）正常情况下，为减少破岩厚度，同时保证支护效果，巷道中心线位置处挑顶厚度为700800mm，巷道顶板呈椭圆形。（10）巷道中心线位置处挑顶厚度、煤岩界面与巷道中心线距离以及上肩窝锚索的间距等，应根据巷道顶板岩石倾角的变化而变化。上帮肩窝处的煤岩界面与巷道中线距离不得小于 1.8m，防止顶板肩窝处是煤，造成巷道成型差，支护效果不好。1.3研究内容及研究方法通过收集分析大量资料，采用现场实测的方法对沿空巷道在锚网索支护条件下的围岩表面收敛、深部岩层位移及巷道围岩平面应力场规律进行分析研究。进而检验现有对锚网支护沿空巷道矿压显现规律的认识，以指导相似条件下沿空掘进时巷道的锚网支护设计。2沿空掘巷巷道上覆岩层的结构窄煤柱沿空掘巷是在采空区的边缘留小煤柱掘进的回采巷道，其上覆岩层的结构与一般在实体煤中掘进巷道不同，沿空巷道上覆岩层结构是随着周边动压状况及时间的变化而变化的。煤体在上区段采场工作面回采过程中，由弹性状态进入到塑性破坏状态，煤体产生了很大的变形量，随着动压的影响及时间的延长，上覆岩层断裂，并逐渐旋转下沉，当上覆岩层与邻近采空区岩石接触并压实后，煤体变形基本稳定，上覆岩层大结构也已基本形成，如图2.1.1所示。该结构煤壁侧按应力值的相对大小可以分为三个区，即应力增高区、应力降低区和原岩应力区。应力降低区的出现以煤体出现塑性破坏为前提，即应力降低区中的煤体处于塑性软化状态，煤体产生新的裂隙并伴随显著变形。而应力升高区的煤体在老顶断裂线附近是处于弹性状态，仍保持着自身的承载能力，岩体相对比较完整且变形相对较小。老顶两个破裂部位是该段岩块的两个端头承载支点，煤体中的应力高峰是弹性应力高峰，岩石中的应力高峰是塑性应力高峰。在弹性应力高峰朝向采空区一侧，存在着一个相对低应力状态的峰后煤体。这种大结构是客观存在的，其稳定性由围岩自身的结构确定，在本工作面开采破坏煤体中承载支点前是能够自稳的；同时，直接顶厚度较大时，该结构远离掘巷区，基本不受巷道开挖的影响。开掘巷道后，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，但巷道在该结构的保护下能保持稳定，该结构稳定性取决于采空区的充填程度和老顶岩层弧形三角块结构的参数，对弧形三角块结构分析：（1）基本顶在煤体侧的断裂线位于煤壁内，破断形成弧形三角块B，以煤体之上的断裂线为轴向下旋转。（2）相邻区段工作面回采后，采空区上覆岩层垮落，老顶形成“O一X”破断。假定一个工作面的周期来压步距基本相等，即基本顶的破断特征基本相同，因此，将弧形三角块简化为等腰弧形三角块，简称为弧形三角块，在煤壁内的边长即为沿工作面推进方向的工作面周期来压步距，另两边相等。（3）沿空巷道跨度较小，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。（4）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，弧形三角块B上部的软弱岩层与其上部硬岩层离层，失去力的传递，弧形三角块B以给定变形作用于下方的直接顶和煤体。（5）窄煤柱沿空巷道在工作面回采期间，巷道围岩受超前支承压力和侧向支护压力作用，以及受工作面基本顶断裂的影响。相邻区段范围内(岩块A范围内)的基本顶断裂，A岩块下方的煤体受直接顶压缩下沉，C块体下方的研石压缩下沉，B岩块铰接结构失稳并发生旋转下沉，其稳定性及位态发生改变。3沿空掘巷巷道围岩应力分布规律窄煤柱沿空巷道在整个生产服务期间，其矿压显现规律与在实体煤中开掘的巷道大不相同，采场支承压力分布规律对窄煤柱沿空巷道围岩应力分布影响较大。随着相邻区段工作面不断向前推进，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，掘进巷道时再次扰动上覆岩层结构引起应力重新分布。当本区段工作面回采时，在采场的前方及沿空巷道上覆岩层中形成更复杂的叠加支承压力，对巷道的维护极为不利，下面就窄煤柱巷道采场上覆岩层的侧向和走向支承压力分布规律进行分析。图2.1.1 沿空掘巷上覆岩层结构示意图3.1采场侧向支承压力分布规律（1）巷道开掘前采场侧向支承压力分布规律随着工作面的推进，顶板约束条件由四方嵌固向两侧嵌固的状态转化，弯矩进一步向两侧煤壁转移，从而导致顶板沿两侧煤壁嵌固端断裂。顶板中应力，随与煤壁距离增加按负指数曲线规律递减。此时，由于煤壁周边应力超过煤层的极限抗压强度，边缘煤体遭到破坏而失去支承能力，使应力高峰深入煤层内部。在顶板自重和采动附加应力的影响下，顶板在两侧煤体内部发生断裂，形成以断裂口线为界的内外两个应力场：在断裂线和煤体边缘之间，由已断裂岩块自重决定的内应力场(低应力区)；断裂线外侧由上覆岩层整体重量所决定的外应力场。当老顶岩块触矸后，应力得到了极大释放。煤层开采沿侧向支承压力带形成后，随着远离采面和时间的延续，会逐渐趋向缓和与均化，最终成为稳定的残余支承应力。煤体和围岩的强度对支承压力分布曲线有很大影响，研究表明：煤层顶底板为比较坚硬的砂岩时，随着工作面推进，倾斜方向支承压力峰值逐渐降低，峰值位置移动不明显。煤层顶底板为比较软岩石如泥质页岩、较破碎的砂质页岩时，随着工作面推进，倾斜方向支承压力分布曲线逐渐向煤体深处转移，峰值逐渐降低，影响范围逐渐扩大。（2）巷道开掘后采场侧向支承压力分布规律当留窄煤柱沿空掘巷后，原来相邻区段开采引起的支承压力将重新分布，其侧向支承压力分布规律与在实体中掘进巷道的不同，经研究表明：在巷道掘进前，围岩运动已经稳定在采空区附近，处于极限平衡状态下煤体位于残余支承压力分布带。巷道掘进后窄煤柱遭到破坏而卸截，引起煤柱向巷道方向强烈移动。巷道另一侧的煤体，由原来承受高压的弹性区，衍变为破裂区、塑性区；随着支承压力向煤体深处转移，煤体也向巷道方向显著位移。3.2煤层走向支承压力分布规律窄煤柱沿空掘巷巷道的维护状况除取决于影响实体煤中巷道维护的诸因素和相邻区段开采影响外，还主要取决于本区段采动引起的覆岩运动的影响，即煤层开采过程中引起的采场周围岩层的运动和应力重新分布对窄煤柱沿空巷道的变形、破坏的影响。当本工作面回采时，不规则垮落带岩层处于松散状况，上覆岩层大部分呈悬空状态，悬空岩层的重量要转移到工作面前方的煤体上，此时采空区为低于原岩应力的应力降低区，在工作面前方的煤体出现比原岩应力大得多的支承压力，靠近沿空巷道侧实体煤中应力集中系数K可达5-7倍。回采引起的超前支承压力，对本工作面的巷道危害很大，尤其是对窄煤柱沿空掘进巷道影响最为明显。4沿空巷道围岩变形分析4.1煤柱与巷道围岩的相互关系在其它条件相同的情况下，煤柱与顶底板围岩相互作用取决于煤体与顶底板之间的结合力及其刚度的比值。煤柱与其顶底板有结合力P可以阻止与围岩接触面附近煤柱中横向变形的扩展。随着远离接触面，力P的作用将迅速减弱。力P的作用可使接触面附近煤柱内部产生三向压缩区，在平面模型中则表现为双向压缩区。4.2煤柱应力和应变的一般特征由于大量因素影响，要准确描述煤柱力学行为特征很困难。影响煤柱力学行为的因素主要包括：煤体结构、煤层中夹层的组成、煤柱尺寸形状、煤柱与顶底板界面的结合力、顶底板围岩的刚度、地质构造应力、采场应力、煤体的侧限力、水渗流与侵蚀条件等。对于窄煤柱沿空掘巷时，煤柱的应力和变形主要取决于所留护巷煤柱的位置、宽度、巷道的支护形式和断面形状，而煤柱的破坏主要是因巷道开挖后应力的重新分布及本区段工作面回采的超前支承压力影响而产生的。随着侧限支护阻力的增加，煤样的有效强度也相应增加。在峰后状态下，煤体残余强度对围压非常敏感，煤体强度在较高围压的情况下，虽然煤己破坏，出现了较大变形，但仍具有较高的残余强度，煤岩的这种力学性质对于巷道支护特别是较破碎围岩的巷道支护具有重要的指导意义。试验研究表明：在单轴压缩条件下，煤样呈典型的脆性劈裂破坏，破裂面平行于主压应力作用方向，随围压增大，煤岩逐渐向剪切破坏方式转化。4.3沿空掘巷巷道围岩变形分析沿空巷道围岩应力分布和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，承载能力较低，在本工作面回采时，沿空掘巷上覆岩体大结构的稳定状态将被打破，造成巷道压力加大、变形剧烈。当直接顶厚度较厚时，相应波及岩层的范围大，在相邻区段工作面回采过程中，在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，随老顶岩块的变形，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，随老顶岩块的旋转，老顶在侧向煤体深部断裂，老顶岩块在直接顶和冒落碎矸的支撑下，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。研究表明：沿空掘巷掘进及稳定阶段围岩移近量小。这说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。5锚网支护沿空巷道矿压显现规律现场实测5.1实测工作面基本情况及观测仪器5.1.1地质条件现场实测地点选择了谢桥矿13318工作面。所采煤层为8煤层，埋深630 m左右，煤层厚度1.5-3.6 m平均2.75 m，倾角1015平均12.5，工作面综合柱状图如图5.1.1。以上各段锚杆类支护参数及形式见表5.1.1。5.1.2沿空巷道支护参数根据13318E上顺槽顶板岩性，可以施工锚杆支护的地段可分为三种情况：砂岩直覆段；砂质泥岩段；顶板破碎段。各段含义如下：当煤层上方直接为中细砂岩或存在00.6m范围的泥岩时需挑顶跟砂岩掘进，统称为砂岩直覆段；煤层上方存在00.6m范围泥岩和0.5m以上砂岩泥岩岩层时称为砂质泥岩段；受构造影响或煤系地层自然发育顶板较破碎但仍具备采取锚杆类施工时称为顶板破碎段。图5.1.1 工作面上顺槽综合柱状图表5.1.1 沿空巷道锚杆段支护参数设计一览表项目砂岩直覆段砂质泥岩段顶板破碎或构造段断面4.3m2.8m直墙斜顶矩形断面顶板锚索L17.8mm6.2mL17.8mm5.0mL21.8mm6.2m顶板锚杆L20mm2.2m间距1.0m，5根L20mm2.5m间距1.0m，5根L22mm2.5m间距0.8m，6根低帮锚杆L20mm2.2m间距650m，4根L20mm2.2m间距650m，4根L20mm2.2m间距650m，4根高帮锚杆L22mm2.5m间距600m，5根L22mm2.5m间距600m，5根L22mm2.5m间距600m，5根钢带顶板、高帮M4钢带；低帮：10mm钢筋梯子高帮锚索梁底板2.0m处沿巷道走向施工一排锚索梁网均采用10菱形金属网，顶网：1.1m4.7m；低帮网：1.1m2.5m；高帮网：1.1m3.5m排距900mm5.1.3矿压观测仪器13318工作面上顺槽的矿压观测仪器主要有测试巷道表面收敛的专用短锚杆、多点位移计、锚索测力计、测杆等仪器，如图5.1.2所示，所耗材料见表5.1.2。其中除钻孔窥视仪为大型非一次性消耗性仪器外，其余仪器均为一次消耗性物品。（a）多点位移计（b）钻孔窥视仪（c）锚杆索测力计图5.1.2 常用矿压测试仪器表5.1.2 13318E工作面上顺槽矿压测试仪器消耗表序号仪器名称规格尺寸数量备注1短锚杆20800mm16套4个断面2螺母M2216套焊制带钩3多点位移计KDW-24套12m、6m多基点4钻孔应力计振玹式14套量测平面应力5塔尺5m1套量测巷道高度6卷尺8m1套量测巷道宽度7测绳80m1卷布置测点5.2测站布置5.2.1巷道表面收敛规律巷道表面收敛规律的测站布置如图5.2.1所示。（a）表面收敛测点布置立面图（b）表面收敛测点布置平面图图5.2.1 13318E工作面沿空掘巷轨道顺槽表面收敛测点布置图5.2.2巷道深部围岩活动规律。巷道深部围岩活动规律的监测主要采用多点位移计，其布置如图5.2.2所示。5.2.3煤层平面内应力分布规律。煤层平面内的应力分布观测主要采用钻孔应力计，其平面布置如图5.2.3所示。图5.2.2 多点位移计布置示意图（a）煤层平面内钻孔应力计布置立面图（b）煤层平面内钻孔应力计布置平面图图5.2.3 煤层平面内钻孔应力计布置示意图图5.2.4 测站平面布置图整体效果5.3现场实测结果及分析5.3.1巷道两帮位移规律在上顺槽内布置4个测点，测点的位移量利用“十字”断面法量测，各个测点的两帮位移量、高帮位移量、低帮位移量分别如图5.3.1的a、b、c、d所示。由图5.3.1可以得到以下的规律：（1）1#测点自距离工作面70 m到工作面推到测点5m时，高帮变形量最大在447 mm，低帮变形量最大为650 mm，两帮变形量为1097 mm，变形量均呈上升的趋势。低帮变形量大于高帮，低帮变形量是两帮变形量的60%。（2）2#测点自距离工作面79 m到工作面推到测点4.5m时，高帮变形量最大在513mm，低帮变形量最大为583 mm，两帮变形量为1096 mm，变形量均呈上升的趋势，低帮与高帮的变形量相差不大。（3）3#测点自距离工作面89 m到工作面推到测点5.5m时，高帮变形量最大在582 mm，低帮变形量最大为605 mm，两帮变形量为1187 mm，变形量也均呈上升的趋势，低帮与高帮的变形量相差不大。（4）4#测点自距离工作面99 m到工作面推到测点7.5 m时，高帮变形量最大在403 mm，低帮变形量最大为567 mm，两帮变形量为969 mm，变形量也均呈上升的趋势，其中工作面距离测点30m后曲线斜率上升比较快，说明变化速度较大。低帮变形量是高帮变形量的1.41倍，低帮变形量占到两帮变形的58.6%。（5）4个测点低帮变形量均大于高帮变形量，但两者变形量差值不大，其中1#、4#测点低帮变形量是高帮的1.25倍左右，2#、3#测点两者基本一致。利用插值、平均值方法把4个测点的变形量归于一个测点上，得到的曲线如图5.3.2所示。由图可以得到：两帮变形量为1189 mm，高帮变形量522 mm，低帮变形量627 mm，低帮变形量大于高帮，是高帮变形量的1.27倍。高帮、低帮、两帮变形量均呈现曲线上升的趋势，说明在超前采动应力下，巷道围岩变形量逐渐增大。（a）1#测点两帮位移量规律（b）2#测点两帮位移量规律（c）3#测点两帮位移量规律（d）4#测点两帮位移量规律图5.3.1 各个测点两帮位移量规律图5.3.2 规整后两帮位移量规律5.3.2巷道顶底板位移量演化规律4个测点的顶底位移量、顶板位移量、底板位移量分别如图5.3.3的a、b、c、d所示。由图5.3.3可以得到以下的规律：（1）1#测点自距离工作面70 m到工作面推到离测点5 m时，顶板变形量最大在141 mm，底板变形量最大为661 mm，顶底变形量为802 mm，变形量均呈上升的趋势。底板变形量是顶板变形的4.67倍，底臌量占到顶底变形量的82.4。（2）2#测点自距离工作面79 m到工作面推到离测点4.5 m时，顶板变形量最大在252 mm，底板变形量最大为866 mm，顶底变形量为1118 mm，变形量均呈上升的趋势。底板变形量是顶板变形的3.44倍，底臌量占到顶底变形量的77.5。（3）3#测点自距离工作面89m到工作面推到离测点5.5 m时，顶板变形量最大在213 mm，底板变形量最大为921 mm，顶底变形量为1134 mm，变形量也均呈上升的趋势。底板变形量是顶板变形的4.32倍，底臌量占到顶底变形量的81.2。（4）4#测点自距离工作面99m到工作面推到离测点7.5m时，顶板变形量最大在146 mm，底板变形量最大为741 mm，顶底变形量为887 mm，底板变形量是顶板变形的5.07倍，底臌量占到顶底变形量的83.5。变形量也均呈上升的趋势，其中工作面距离测点40 m后曲线斜率上升比较快，说明变化速度较大。（5）4个测点底板变形量均大于顶板变形量，其中1#、4#测点底板变形量分别是顶板的4.67倍和5.07倍，2#、3#测点分别是3.44倍和4.32倍。（a）1#测点顶底位移量规律（b）2#测点顶底位移量规律（c）3#测点顶底位移量规律（d）4#测点顶底位移量规律图5.3.3 各个测点两帮位移量规律同样地，利用数学的插值、平均值方法把4个测点的变形量归于一个测点上，得到的曲线如图5.3.4所示。由图可以得到：顶板变形量为212.1 mm，底板变形量900.2 mm，顶底变形量1112.3 mm。底板变形量大于顶板，前者是后者的4.24倍，底臌量占到顶底变形量的80.9%。顶板距离工作面10040 m阶段速度基本相同，自40 m开始有所增大，但涨幅不大；底板10040 m涨幅不大，40 m开始涨幅开始大增；因为底臌量占到顶底变形的80.9%，顶底的变形情况与底板基本相同。图5.3.4 规整后顶底位移量规律5.3.3巷道低帮深部位移规律在巷道低帮布置2个钻孔安装多点位移计，一个钻孔内布置6个基点，分别是1 m基点、3m基点、5m基点、7m基点、9 m基点、6 m基点，另一个钻孔内布置6个基点，分别是2 m基点、4 m基点、6 m基点、8 m基点、10 m基点、11 m基点。假设最深基点（11 m基点）位移量为零，其他的浅部基点与该基点作相对位移分析，并利用数学上的插值法、平均法把两个钻孔多点位移计得到的数据进行处理，得到的位移量和位移速度的曲线分别如图5.3.5和5.3.6所示。由图5.3.5，可以得到如下的变形规律：（1）理论上浅部基点的位移量应该大于深部基点，从图可以看出，1 m基点的变形量最大，达到371.51 mm，2 m基点达到117.01 mm，3m基点达到118.41 mm，4 m基点达到171.26 mm，5m基点变形量为114.53 mm，6 m基点变形量是42.01 mm，9 m基点变形量为70.8 mm，基本上符合理论上的结论。（2）1 m基点与其他基点相比，变形量要大的多，这说明巷道围岩浅部的变形量要比深部变形相对大的多。而2 m以深的各个基点变形量都比较协调，说明这些范围内的煤体只是整体在往巷道自由面的运移，没有出现哪段区域（基点间）的突出变形或离层现象。（3）6 m的基点变形量较小，最大量小于50 mm，说明煤壁深部6 m以后，变形量开始减小，相应地，在6 m以浅，变形量占到巷道低帮变形量的绝大数。（4）在75 m40 m阶段内，各个基点的变形量都比较小，自40 m以后，变形量开始比较大地增大。由图5.3.6，可以得到如下的变形规律：图5.3.5 低帮多点位移量（1）各个基点整体变形速度都呈变大的趋势，其中基点1 m的变化速度最大，2 m、3 m、4 m、5 m次之，6 m、9 m较小。1 m基点变形速度与其他各基点相比大的多，而其余各基点变形速度比较协调，这说明1 m以内的浅部变形很大，2 m以深的煤体整体在向自由面移动。没出现明显的离层或突出变化段（基点之间）。图5.3.6 低帮多点位移速度变化规律（2）超前工作面距离在7545 m阶段，变化速度均不大，自45 m后，变化速度随超前距离的减少增大较大，尤以1 m基点速度变化为最大。（3）6m基点变化速度基本不变，可以得到在6 m以深的煤体基本不受采动影响。5.3.4巷道高帮深部位移规律在巷道低帮布置1个钻孔安装多点位移计，一个钻孔内布置6个基点，分别是1 m基点、2m基点、3m基点、4m基点、5m基点、5.5 m基点，利用数学上的插值法、平均法把两个钻孔多点位移计得到的数据进行处理，得到的位移量和位移速度的曲线分别如图5.3.7和5.3.8所示。由图5.3.7，可以得到如下的变形规律：（1）1 m基点变形量达到354 mm，2m基点达到302 mm，3 m基点达到243 mm，4m基点达到199 mm，5m基点变形量为144 mm。浅部的变形量大于深部的变形。（2）各个基点变形量都比较协调，说明各个基点之间没有出现较明显的离层或突出变形。（3）在7040 m阶段内，各个基点的变形量都比较小，自40 m以后，变形量开始比较大地增大。图5.3.7 高帮多点位移量图5.3.8 高帮多点位移速度变化规律由图5.3.8，可以得到如下的变形规律：（1）各个基点整体变形速度都呈变大的趋势，变形速度比较协调，没有突出的增大曲线，说明煤体没有出现突出的离层变形情况。 （2）超前工作面距离在7040 m阶段，变化速度均不大，自40 m后，变化速度随超前距离的减少增大较大。 5.3.5巷道高帮应力分布规律在上顺槽高帮煤壁布置6个液压式钻孔应力计，各个钻孔的深度分别是1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m，连续观测钻孔应力的变化直到工作面推过该测站为止，得到的高帮钻孔应力曲线如图5.3.9所示，由该图得到如下的变化规律：（1）在超前工作面8040 m阶段内钻孔应力值均不大，其中最大的在2MPa左右，40 m后，随工作面的推近，应力值呈增大趋势。3 m、5 m的应力变化值较大，3m最大值为4.13 MPa，1m变化值最小，最大值只有1.73 MPa。（2）图b中，3 m深度钻孔应力值最大，两头（1 m和6 m）钻孔应力值相比较小，但呈不对称的分布，其中1 m钻孔应力值较小，这说明高帮煤壁浅部的煤体破碎，应力值比较低。3 m的钻孔应力值最大，说明在7 m煤柱的中部煤体破碎程度不高，应力值相对较大。利用matlab 7.0处理软