小煤柱沿空巷道方案论证报告.docx
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小煤柱沿空巷道方案论证报告
综放工作面小煤柱沿空巷道矿压规律与围岩强化控制技术研究
方案论证报告
吕临能化有限公司庞庞塔煤矿
中国矿业大学
2014年7月30日
一、项目的背景和意义
沿空掘巷是煤矿井下回采巷道的一种典型形式,它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两类情况。
由于沿空掘巷可以充分借用工作面回采活动造成的特殊顶板结构来优化巷道围岩应力环境,显著提高煤炭资源回收率,简化采掘接替工艺,在我国越来越多的矿井生产中采用沿空掘巷。
吕临能化有限公司庞庞塔煤矿主采的5#、10#煤层赋存厚度大,煤质较软,地应力高,且开采强度大,再叠加工作面采动压力影响,导致大量沿空巷道矿压显现剧烈,突出表现为巷道两帮急剧收敛,底板臌起,根据前期调研表明,沿空巷道实体煤帮收敛量达到以上,两帮局部的收敛变形量可达2m多,底臌量能够达到,致使巷道断面不能满足正常行人、生产要求,巷道需进行大量的维护,既增加生产成本,又影响正常生产,沿空巷道围岩的控制难题成了庞庞塔矿亟待解决的问题。
针对此问题,项目主要研究小煤柱沿空巷道覆岩结构活动特征与应力分布变化特征、受本工作面二次采动影响时顶板结构对沿空巷道围岩变形的影响规律、小煤柱沿空巷道产生大变形的机理与关键影响因素,并提出沿空巷道断面强化控制技术,确保巷道断面满足需要。
二、国内外研究开发现状和发展趋势
对于该类条件下的沿空巷道控制问题,国内外很多学者做了大量的研究工作。
留窄煤柱沿空掘巷由于处于采空区边缘煤体是己卸载的松弛区,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弛区掘进。
在松弛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。
留窄煤柱沿空掘巷应力分布依据煤、岩性质和窄煤柱宽度的不同,垂直应力的高峰值也不同,既有可能使新掘的巷道处于支承压力高峰之下,引起巷道剧烈变形维护困难,又有可能使得巷道处于应力降低区,巷道维护简单。
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。
小煤柱沿空掘巷往往处于采空区边缘己卸载破坏的松散煤体中,受到上工作面采场侧向残余支承压力影响,不仅在掘巷时围岩变形明显,而且在掘后稳定期间仍保持较大的变形速度,当本工作面回采时由于受到强采动作用,会发生围岩持续大变形、锚固区域整体推移,巷道支护体系失效,因此合理选择窄煤柱的宽度是沿空掘巷的关键一环。
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。
(1)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,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,随着松弛区、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。
(2)留窄煤柱沿空掘巷,因窄煤柱破碎、煤柱支承作用极小,隐性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,在实际运用中由于采空区的水和瓦斯会对巷道的正常掘进构成危险,而且也存在不同程度漏风现象,因此需要小煤柱保持一定的完整性。
小煤柱沿空掘巷应力环境显著受到上工作面基本顶岩层破断回转形成的大结构影响,基本顶的回转使沿空掘巷经受强烈影响,依据基本顶侧向破断位置、破断块体活动规律以及巷道围岩的性质和窄煤柱宽度的不同,沿空巷道承受的侧向支承压力的高峰值也不同,既有可能使新掘的巷道处于支承压力高峰之下,引起巷道剧烈变形维护困难,又有可能使得巷道处于应力降低区,巷道维护简单。
所以,需要开展小煤柱沿空掘巷顶板覆岩活动规律与破断结构特征研究,充分借用工作面回采活动造成的特殊顶板结构,加入人为诱导控制侧向顶板破断位态,从而达到应力转移与卸压的目的,优化巷道围岩承载状态。
(一)、国内外研究现状
综放小煤柱留巷双巷布置系统的研究与应用,在国内外均未见有报导,属于一个新的研究课题。
但国内外在薄及中厚煤层沿空留巷的大量研究和现场试验成果,以及原有的煤柱护巷法经验,可以作为本课题研究的重要参考和理论基础。
1、国外研究沿空掘巷发展
美国、澳大利亚等世界主要产煤国家,其采煤方法以短壁式开采为主,但长壁开采于60年代初亦引进到了美国,并在Western和Illinois煤田进行了多年应用,开采煤层厚度在~,并取得了优于房柱式开采的成绩。
美国的煤矿一般被私人收购,他们为了追求最大的采出率,十分注重煤柱尺寸的合理性“同时通过研究分析指出了煤柱的强度受煤柱尺寸、内部结构、围压以及动态载荷的控制”而且,锚杆和金属网相结合的支护方式也在很多地质复杂的矿得到了大量的运用和发展。
沿空掘巷技术在我国的发展大体可以分为以下几个阶段:
(1)萌芽阶段:
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,学习前苏联的经验,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,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。
(2)发展阶段:
70年代,我国开始试验推广跨上山沿空掘巷(或沿空留巷)技术,跨上山沿空掘巷系统岩巷多、邻面接续难等缺点在综放开采中却逐渐突出出来。
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;"
(3)完善阶段:
80年代初期,提出了沿空掘巷巷道围岩变形特征,实现无岩巷多煤巷布置的前提条件,是要有先进的煤巷支护技术并能实现煤巷机械化快速掘进,兴隆庄煤矿煤巷新型高强锚杆支护己取得成功、煤巷综合掘进机械化施工速度已达700而月以上,均已达到国际先进水平,完全具备了“无岩巷多煤巷布置”的技术与施工要求。
;
(4)成熟阶段:
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,我国的一些现代化矿井,如潞安矿务局漳村矿及神府矿区大柳塔矿等也取得了不少成功的经验。
2、国内外沿空掘巷研究现状
英国是很早就采用留设煤柱来支撑顶板的采空区处理办法"现在中国运用计算煤柱宽度的理论就来源于英国的威尔逊煤柱设计公式。
威尔逊的主要贡献在于提出了煤柱两区约束理论(或称渐进破坏理论),给出了三向应力状态下煤体的极限强度简化计算式,并通过实验确定了煤柱屈服区宽度,在此基础上推导出煤柱承载能力的计算公式"这也是其主要的思想"
另外,波兰和前苏联也是从事窄小煤柱研究的国家。
苏联也是一个产煤大国,为了节约煤炭资源,提高回收率,他们对煤柱的留设问题做了很深入的研究。
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(4~6m)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。
长期以来,留煤柱护巷方式一直是我国煤矿井工开采的主要方式.我国先后在开滦、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。
丰城矿务局坪湖煤矿,在煤层厚度,倾角20°的煤体中观测到沿倾斜方向距煤体边缘3m范围内的煤体应力较小,应力峰值区大约位于12~22m范围内,支承压力影响的峰值位置距煤体边缘12m.同时发现,支承压力峰值随着时间变化向煤体内部转移。
淮北杨庄矿的观测结果,从煤体边缘至煤体内部7m处为塑性区,其中0~为松弛区;煤体内7m以外为弹性区,其中7~11m为弹性应力升高区,11m以外逐步恢复到原始应力区.澄合矿务局权家河煤矿观测结果,沿倾斜方向煤体内支承压力的峰值位置在4~10m范围.
理论研究方面,国内许多学者借助弹性力学建立煤体边缘的力学平衡方程,经过必要的简化和假设,以及利用某种强度准则(如莫尔一库仑强度准则)确定塑性区宽度,并获得煤体边缘弹性应力区!
塑性应力区应力分布的解析表达式"这些研究普遍存在忽略剪应力
等问题,国内有学者对此进行了修正,推到出基于极限平衡理论的煤体边缘塑性区内应力
、塑性区宽度
的关系式。
考虑综放开采条件和倾角因素的影响,谢广祥等也应用弹塑性极限平衡理论,分析得出综放面倾向煤柱支承压力峰值位置的计算式及分布规律。
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。
张顶立(1998)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(1996)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"不同煤拄宽度下支承压力及巷道不稳定系数的分布的峰值位置并不重合,这说明应力最高的位置并不一定就是一侧采空巷道稳定性最差的位置"两者偏离方向和大小与残余强度(围压大小)、顶底板岩性及煤层厚度等因家有关。
尚海涛(1997)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,进而分析煤柱尺寸对开采的影响的影响。
另外,还有许多院校和科研单位也做了相当多的研究工作"都不同程度的推动着这些技术的完善和发展。
3、沿空采动巷道破坏机制研究
我国学者自1950年代即开始研究采动巷道的破坏变形机制,成果显著,尤其是1980年以来,采动巷道围岩控制理论和技术不断取得重要进展。
陆士良、侯朝炯、孙恒虎等通过力学模型和现场实测得出了与采空区相邻煤体内应力分布及影响范围,陆士良(1980)、丁焜(1984)、吴健(1986)通过大量井下观测和实验,总结了沿空留巷全过程的巷道围岩移动规律。
陆士良(1982)、孙恒虎(1988)、漆泰岳(1996)等采用理论分析、数值模拟、现场实测的方法,分析了沿空留巷基本顶断裂规律及其对留巷围岩稳定性影响,充分研究了沿空留巷的破坏原理并形成了巷道围岩稳定控制技术。
靖洪文(1996)等通过现场实测,探讨了受采动影响的深井底板岩巷围岩松动圈的变化规律,提出了动压巷道采动影响系数,为动压巷道松动圈的范围确定提供了依据。
卫军(2002)等应用损伤理论,分析了给定变形下沿空掘巷实体煤帮的支承压力分布,研究表明煤层和直接顶厚度较大时,支承压力相对较高,巷道维护较困难,底臌容易发生;反之,巷道维护相对较好,不易产生底臌。
林登阁(2002)采用数值模拟和物理模拟对鲍店煤矿北翼跨采软岩巷道进行了分析,指出动压是造成跨采软岩巷道破坏的主要原因,岩性差、裂隙发育是引起巷道采动期间剧烈变形的内因。
高明中(2005)等采用数值模拟,对动压软岩巷道支护参数进行正交优化,并对试验结果进行回归分析,求得回归关系式,提出合理匹配锚杆、锚索等支护参数是联合支护的关键。
田建生(2010)等采用力学弹塑性理论,建立了围岩强度,采动应力和支护阻力的耦合方程,得到动压巷道围岩弹塑性区分布内应力和位移分布的解析解,揭示深井动压巷道围岩“应力-位移”的变化规律,为动压巷道支护提供了理论依据。
惠功领(2010)等通过物理模拟,对不同支护形式下的围岩变形破坏与失稳全过程进行了研究,指出巷道周边位移主要是由深部煤体碎胀所引起,主动支护更适用于围岩变形量较大的动压沿空巷道。
国外对采动巷道也开展了相关的研究。
W.J.Gale和R.L.Blackwood(1987)采用一种边界积分的方法分析了矩形巷道的三维应力,其目的是确定工作面回采方向和原岩应力方向夹角的应力分布特性,同时考虑了围岩在此应力特性下的失稳情况。
研究表明,在横向应力起主导作用时,围岩的破坏受巷道掘进方向、几何尺寸的影响巨大。
E.Unal(2001)等对受动压影响作用下回采巷道的矿压显现进行了全方位监测,研究表明,围岩变形与受载区域、时间、上下方工作面的位置、支护类型和方式、以及动态和静态支护载荷有关,建立了由指数函数表示的围岩变形数学模型,为动压巷道变形的预测提供了依据。
J.Torano(2002)等通过采动巷道矿压观测数据分析,得出岩体的非连续性对巷道最终表面收敛的影响巨大,结合观测结果,采用两种有限元模型分析对比研究了破碎岩体高应力条件下的支护和围岩相互作用关系,为采动巷道支护提供了参考。
国内外其他学者也在动压巷道破坏机制及巷道围岩控制方面作了许多卓有成效的工作,这些研究丰富和发展了采动巷道围岩控制理论和方法,对沿空巷道围岩稳定性控制具有极大的借鉴意义。
由于处于采空区边缘松弛区的沿空巷道围岩支护结构很难承受本工作面采动期间剧烈破坏作用,难以实现自稳,应采取采动影响段的超前辅助加强措施。
由此形成了小煤柱矿压显现规律为依据的巷道组合锚杆支护、巷内辅助加强支架的沿空掘巷围岩整体支护原理。
小煤柱沿空巷道变形破坏机理以及合理控制技术是制约矿井安全高产高效的关键一环。
(二)、现有研究基础
庞庞塔煤矿前期已经展开了大断面切巷的部分研究工作,并取得了良好效果,积累了很多的现场经验。
庞庞塔煤矿课题组人员均为目前巷道掘进和采煤生产中管理和生产骨干,已主持或参加了许多项科研项目,人员业务素质高,组织能力强,能够胜任本科体研究开发工作。
中国矿业大学缪协兴教授团队,主要从事现代力学理论及其在采矿工程中的应用研究,在力学与采矿工程相结合的交叉学科领域取得了突出的研究成果,开创了采动岩体力学与工程和软岩力学与工程两个新的研究方向。
依托煤炭资源与安全开采国家重点实验室与深部岩体力学国家重点实验室,拥有各种型号的试验机,相似模拟试验台,以及FLAC2D、FLAC3D、UDEC2D、3DEC、PFC等先进的岩土工程数值模拟计算软件,专业人员齐全,技术实力雄厚。
该团队针对深部采矿工程中软岩流变大变形和遇水膨胀等力学行为,采用有限变形力学理论,系统研究了软岩的基本力学特性,给出了软岩流变大变形本构方程,建立了膨胀岩体的湿度应力场理论,编写了分析软岩流变大变形的有限元计算程序,初步形成了软岩力学的基本框架。
团队成功开发出了超长综放工作面高产高效生产技术、深部开采冲击矿压防治技术和综放面大断面沿空留巷技术,产生了显著的社会和经济效益。
该团队负责人缪协兴教授,长期从事岩石力学理论及其在采矿工程中的应用研究工作,是国家杰出青年基金获得者,“973计划”项目首席科学家(2项),全国优秀博士后,享受国务院特殊津贴专家,江苏省有突出贡献的中青年专家,江苏省“333工程”中青年首席科学家(第一层次)等;研究成果先后获国家科技进步二等奖2项、国家技术发明二等奖1项(均排名第一);授权国际国内发明专利21项,编写相关行业标准11项,出版专著5部,在包括《Science》等国际权威期刊上发表学术论文210余篇,被SCI、EI收录180余篇,这都为为该项目研究奠定了基础。
该项目成员长期从事煤巷支护研究,具有完成该项研究任务的人力资源条件,有大量成熟经验和技术可以借鉴,该项研究的人力、物力条件都已具备。
(三)、项目总体目标、研究内容、技术关键和创新点,技术指标
1、项目总体目标
围绕高地压条件下沿空巷道围岩的控制难题,开展小煤柱沿空巷道覆岩结构活动特征与应力分布变化特征研究,高应力转移让压技术与帮部大变形控制技术研究,巷道断面强化控制技术研究,实现矿井安全持续高效生产,优化并确定合理煤柱尺寸及留设位置,确保煤柱留得住,提出巷道断面强化控制方案,满足设备布置、通风、运输、行人的要求,保证巷道断面满足使用需要。
提高了安全开采水平,并为有效控制高地压与强动采动条件下的小煤柱沿空巷到围岩控制提供重要的理论基础,具有普遍的理论价值和广泛的实践指导意义。
2、研究内容
本项目主要开展如下几个方面研究:
1)5#、10#煤综放工作面沿空巷道的工程地质力学特征评估与分析;
2)小煤柱沿空巷道覆岩结构活动特征与应力分布变化特征研究:
分析5#、10#煤综放工作面上覆岩层结构的破断与活动特征以及由此带来的采场应力分布与时空演化特征,建立沿空掘巷顶板破断与稳定模型,深入研究工作面基本顶侧向破断位置,破断块体大小、破断块体活动规律以及关键块体回转角,分析由此带来的沿空巷道围岩持续大变形的机理以及变形破坏特征;根据顶板岩层活动特征与应力分布规律优化并确定沿空巷道煤柱合理位置与煤柱宽度;
3)综放工作面小煤柱沿空巷道矿压显现规律研究:
现场实测并深入研究综放工作面小煤柱巷道的超前采动影响范围、顶底板相对移近量、两帮收敛量等矿压显现规律,用于指导5#、10#煤综放工作面小煤柱沿空巷道围岩强化控制;
4)小煤柱合理尺寸优化:
研究合理煤柱尺寸、位置留设,既要巷道处于应力降低区,又要保证足够宽度确保煤柱完整性隔绝采空区,煤柱留得住;并考虑沿空侧出现煤体压疏松,采空区瓦斯泄露情况的处置方法;
5)小煤柱沿空巷道产生大变形的机理与关键影响因素研究:
根据5#、10#煤综放工作面沿空巷道具体赋存条件、变形特征,研究确定小煤柱沿空巷道产生大变形的机理与关键影响因素随时间和空间的发展;
6)强采动条件下巷道全断面主动强化控制技术:
对锚网主动支护条件下巷道顶板、两帮、底板协调承载研究,深入研究强采动时锚网支护围岩承载性能、载荷传递特征,提出以桁架为依托的帮部大变形控制技术,窄煤柱侧的完整性和抗回转剪切能力得到明显提高,有力维护巷道围岩结构的整体稳定性,确保巷道顶板安全;研究强采动条件下小煤柱与实体帮部大变形的强化控制技术和措施,确保巷道断面满足需要,保障工作面顺利生产;
7)确定小煤柱沿空巷道的二次补强控制具体支护参数、施工工艺及实施技术;
3、技术方案
项目采用理论分析、现场原位试验、三维立体数值模拟研究等方法开展综合系统研究。
(1)理论研究
主要利用岩石力学、弹塑性力学、结构力学、矿山压力与岩层控制理论等的一些论点,对论文的相关内容进行研究。
从如下影响因素分析入手,包括围岩力学性质、巷道地质条件、巷道断面参数及矿压显现规律等,确定最重要的影响因素,建立力学模型,分析小煤柱条件下沿空巷道围岩稳定性条件和规律。
(2)现场原位实验
主要采用多点位移计、钻孔窥视仪、钻孔应力计等仪器设备,监测巷道围岩的位移、顶板离层及应力变化情况。
(3)数值模拟
数值模拟分析研究主要选择大型三维数值计算程序FLAC3D开展小煤柱沿空巷道的围岩应力场、位移场演化过程及分布规律。
技术路线:
姚桥矿工程地质资料收集整理、项目方案论证→姚桥矿地质力学评估与分析→小煤柱沿空巷道的理论分析、模拟试验研究→典型条件下工程试验施工参数的确定与施工→矿压监测与反馈分析→总结项目研究成果,撰写研究报告→项目结题。
三、小煤柱沿空巷道覆岩结构活动与应力分布特征研究
本章基于综放采场矿压理论,对综放工作面采空区前方顶煤及顶板运动规律、侧向压力影响规律等进行分析研究,为综放面小煤柱留巷设计提供依据。
(一)、综放工作面顶板运动规律
1、工作面上覆岩层结构的活动特征
、工作面覆岩结构特征
综放开采时,直接与支架作用的是裂隙较为发育且整体稳定性较差的顶煤,在支承压力作用下支架上方的顶煤逐渐破碎和垮落。
由于老顶断裂回转初期支承点为前方煤壁,因而老顶来压首先表现为煤壁片帮,随回转量增大出现支架增阻,但松散顶煤的传力效果较差,通常支架增阻不明显。
随顶煤的回收,采空区空间成倍增加,只有更高的顶板跨落才能维系整个采场岩体的平衡。
原直接顶岩层跨落后不能充满采空区域,一定厚度的原老顶下位岩层跨落来弥补采空区充填的不足,这一层位的岩体将成为上位直接顶,或呈嵌固悬臂梁结构,或呈“半拱”式结构与前方岩体相作用,而在更高层位上的原裂隙带岩体,才能形成铰接的砌体梁结构。
下位直接顶破坏程度较高且呈不规则跨落,上位直接顶的破坏程度较低且块度较大,可形成“半拱”式结构,其后拱脚作用在跨落的研石上,拱顶为支架或煤壁上方的岩体。
随着工作面的推进,采空区上方坚硬岩层在裂缝带内将断裂成排列整齐的岩块,岩块间将受水平推力作用而形成铰接关系。
岩层移动曲线的形态经实测呈开始为下凹、而后随工作面的推进逐渐恢复水平状态的过程,由此决定了断裂岩块间铰接点的位置。
若曲线下凹,则铰接点位置在岩块断裂面的偏下部;反之,则在偏上部。
如果在回采空间以及邻近的采空区上方出现明显的离层区,说明该区内断裂的岩块可以形成悬露结构。
破断的顶板岩块会像砌体一样排列,形成砌体梁结构,如图3-1所示。
图3-1综放采场覆岩“砌体梁”结构
、直接顶垮落特征
回采工作面从开切眼开始向前推进,顶煤放出后,直接顶由于自承作用悬露,当悬露面积增大到一定程度,达到其极限跨距时初次垮落,这是直接顶在工作面推进方向上的垮落规律。
在其厚度方向上,下位直接顶垮落后,破碎的岩体若足以填充下部空间,则上位直接顶不会继续垮落,而随着老顶弯曲下沉逐渐压实破碎散体岩块;若不足以填充下部空间,则上位直接顶会在悬露面积达到一定程度后在重力和支撑压力双重作用下垮落,直至填充满空余空间。
受采动影响,直接顶的运动变形始于煤壁前方。
综放工作面顶煤一般情况下不能完全放出,若取回收率为n,则形成充满采空区所需直接顶厚度为:
(3-1)
(3-2)
式中,
为直接顶厚度,m;M为煤层厚度,m;
为岩石碎胀系数。
、老顶破断特征
随工作面推进,受支撑压力影响,老顶岩层达到极限强度时,将形成断裂。
断裂首先发生在开切眼和工作面中部位置,随后在上下平巷附近产生裂纹,待四周裂缝贯通形成“O”形后,岩层中部出现裂缝,最后形成“X”形破坏。
此后不断重复上述过程,其发展过程如图3-2、3-3所示。
图3-2老顶竖“O-X”型破断
图3-3老顶横“O-X”型破断
(二)、工作面上覆岩层矿压显现规律
煤层开采过程破坏了原岩应力场的平衡状态,引起应力重新分布。
煤层开采以后,采空区上部岩层重量将向采空区周围新的支承点转移,从而在采空区四周形成支承压力带。
如图3-4所示。
工作面前方形成超前支承压力,它随工作面推进而向前移动;工作面沿倾斜和仰斜方向及开切眼一侧煤体上形成的支承压力,在工作面采过一段时间后,不再发生明显变化,成为固定支承压力或残余支承压力;采空区稳定后,冒落矸石被压实,上部未冒落岩层在不同程度上重新得到支撑,因此,在距离工作面一定距离的采空区内,也可能出现较小的支承压力,成为采空区支承压力。
1—工作面前方超前支承压力;2、3—工作面倾斜方向残余支承压力;
4—工作面后方采空区支承压力
图3-4采空区应力重新分布概貌
1、工作面推进方向支承压力分布规律
、老顶的初次来压
老顶岩层初次破断后,老顶破断岩块回转下沉引起工作面顶板急剧下沉、支架受力普遍加大、煤壁片帮等。
老顶的初次来压步距与老顶初次断裂步距相当
、老顶周期来压
老顶初次来压后,随着回采工作面的推进,老顶岩层将发生周期性破断,老顶破断岩块形成的“砌体梁”结构的稳定性将随之发生周期性变化。
周期来压的主要表现形式是:
顶板下沉速度急剧增加,顶板的下沉量变大;支柱载荷普遍增加;有时还可能引起煤壁片帮、顶板台阶下沉、支柱折损,甚至工作面冒顶事故。
老顶的作用力都是通过直接顶而作用于支架上,同样,支架的支撑力也是通过直接顶而对老顶进行控制。
因此,保证直接顶的完整性对老顶的控制有十分重要的意义。
但是,在老顶来压期间。
由于煤壁前方强大的支承压力,使得直接顶在煤壁前方形成剪切破断而形成预生裂隙和直接顶的破碎,不利于直接顶的管理。
此外,来压大小与直接顶在采空区冒落矸石充满采空区的程度直接相关。
采空区冒落愈严实,老顶对工作面影响愈小;反之,则越大。
、回采工作面前后支承压力分布
a-应力增高区;b-应力降低区;c'-原岩应力区;c-应力稳定区
图3-5工作面前后方的应力分布
工作面前方按照应力值高低可分为三个区域:
原岩应力区,应力降低区和应力增高区
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