WO2020088694A1 - 一种沿空留巷支护系统协调变形定量设计方法 - Google Patents

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roadway
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coal
along
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李学慧
宁建国
邱鹏奇
商和福
王俊
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    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
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    • E21C41/16—Methods of underground mining; Layouts therefor
    • E21C41/18—Methods of underground mining; Layouts therefor for brown or hard coal
    • E—FIXED CONSTRUCTIONS
    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21D—SHAFTS; TUNNELS; GALLERIES; LARGE UNDERGROUND CHAMBERS
    • E21D20/00—Setting anchoring-bolts
    • E—FIXED CONSTRUCTIONS
    • E21—EARTH OR ROCK DRILLING; MINING
    • E21F—SAFETY DEVICES, TRANSPORT, FILLING-UP, RESCUE, VENTILATION, OR DRAINING IN OR OF MINES OR TUNNELS
    • E21F15/00—Methods or devices for placing filling-up materials in underground workings

Definitions

  • the invention relates to the technology of remaining roadway along the goaf in the coal mining face of the coal mine, in particular to a method of achieving coordinated deformation of the roadway along the roadway through anchoring coal body, roadside filling body and gangue body in goaf. Support design method.
  • coal-less pillar mining that is, the roadway that keeps the working face of this section along the goaf to serve the mining face of the next section is called along the remaining lane.
  • the coal-free pillar mining has been realized along the empty roadway, which has reduced the amount of roadway excavation and eased the tight connection of the mine, and has obvious social and economic benefits.
  • the solid coal ganging along the empty roadway section plus the anchoring coal body, the roadside filling body and the goaf gangue jointly bear the weight of the overlying rock layer.
  • Field practice shows that, under the complicated conditions of large burial depth, hard roof, large mining height and other complicated conditions, the roadway is left behind. Due to the bearing capacity (deformation or strength) of the roadway anchoring coal body, filling body and goaf gangue body Large differences often occur when one or two items are far from their load-bearing limit, while another item is destabilized due to excessive load-bearing, which seriously threatens the safety of staying lanes.
  • h G The difference between the initial roof sinking amount and the final roof sinking amount of the basic roof rock beam; h ⁇ Coal body thickness; K m ⁇ Initial crushing expansion coefficient of direct roof; m Z ⁇ Direct roof thickness; c ⁇ Direct roof rock The length of the cantilever ceiling in the goaf after the beam breaks;
  • the solid coal ganging anchored coal body, the roadside filling body and the goaf deformation amount are all large. If the amount of deformation of the filling body beside the roadway exceeds its allowable deformation, the supporting structure will be destroyed and unstable, and the roadway along the empty will fail. At the same time, considering the requirements of transportation, ventilation and other requirements for the roadway section along the remaining roadway, the deformation of the surrounding rock along the roadway should not be too large.
  • the allowable deformation of the coal body that is anchored by the solid coal gang is limited, and the roadway
  • the allowable deformation limit of the sidefill, the service requirements of the roadway section along the empty roadway, and the maximum deformation of the gangue in the goaf are limited by the maximum rotation angle of the basic roof rock beam in four cases, and the basic roof in four cases.
  • the maximum rotation angle of the rock beam is collectively called ⁇ max ;
  • the strain of the roadside filling body at the peak stress is expressed by ⁇ CF
  • h 2 is the initial height of the roadway along the original emptying roadway
  • the formula (1) can be used to obtain the maximum rotation angle ⁇ max of the basic roof restricted by the filling body beside the roadway, expressed by ⁇ Fmax ;
  • Step 4 Based on the relative magnitude of the maximum rotation angle ⁇ max of the basic roof rock beam under the four scenarios, quantitative design of surrounding rock support along the empty roadway
  • the cutting height is Increasing the initial height of gangue in the mined-out area reduces the allowable deformation ⁇ h max of the roadside filling body to L 1 sin ⁇ Mmax , and the corresponding ⁇ Gmax decreases to ⁇ Mmax, which means that the maximum turning angle of the basic roof rock beam ⁇ is ⁇ Mmax ;
  • the cutting roof height is Increasing the initial height of gangue in the mined-out area reduces the allowable deformation ⁇ h max of the roadside filling body to L 1 sin ⁇ Mmax , and the corresponding ⁇ Gmax decreases to ⁇ Mmax, which means that the maximum turning angle of the basic roof rock beam ⁇ at this time Is ⁇ Mmax ; when adopting the second measure of the second case, the same as the second case;
  • the second, third, and fourth need to verify the rationality.
  • verifying only the maximum rotation angle ⁇ max of the basic roof rock beam adjusted in each case needs to be brought into 2), check whether formula (2) is satisfied. If the formula is satisfied, the design is completed; otherwise, the roadway anchoring coal body, roadside filling body and goaf gangue body need to be reinforced to improve its bearing capacity and the design is re-designed until formula (2) is satisfied.
  • the beneficial effects of the present invention are: based on the control of the optimal rotation angle of the lateral basic roof rock beam, it is proposed to coordinate the anchoring coal body along the roadway along the goaf, the filling body beside the roadway, the deformation capacity of the gangue body in the goaf, etc.
  • the quantitative design method of the protection system has achieved the goal of coordinated deformation and common bearing of the support system along the goaf, and successfully achieved the goaf along the goaf under different conditions.
  • FIG. 1 is a diagram of a mechanical model of a coordinated control structure along a goaf remaining in the present invention.
  • a mine is taken as an example.
  • the -325m level 3 # coal seam in this coal mine has an average buried depth of 325m and an average coal thickness of 3.5m.
  • the coal seam structure is relatively simple.
  • the 530 mining area is the first mining area at the level of -325m. It adopts the comprehensive mining method and the full height at one time.
  • the top of the coal seam is directly interbedded with fine sandstone and medium sandstone with a thickness of 8.2m, and the bulk density ⁇ is 2500kg / m 3 .
  • the basic top is siltstone with a thickness of 12m, and the bulk density ⁇ is 2500kg / m 3 .
  • the track along the 5301 working face is driven along the roof and floor of the coal seam.
  • the height of the roadway is 3.5m (that is, the original height of the original roadway along the empty roadway h 2 is 3.5m), and the width is 5m.
  • the width of the filling body is 2.0m, and the top filling (height 3.5m) is used as the return air channel of the adjacent 5302 working face.
  • ⁇ h G The difference between the initial roof sinking amount and the final roof sinking amount of the basic roof rock beam; h ⁇ the thickness of the coal body is 3.5m; K m ⁇ the initial crushing expansion coefficient of the direct roof, which is 1.29; m Z ⁇ direct roof Thickness, value 8.2m; c- part of the suspended ceiling length in the goaf after the direct roof rock beam breaks, value 1.0m;
  • the strain of the solid coal ganging anchored coal body at the peak stress can be measured using ⁇ CM , with a value of 0.0638. After the basic roof rock beam breaks, it is under the roof above the solid coal gangway along the empty lane.
  • the stability of the solid coal ganging anchor coal body and the roadside filling body structure can be ensured, and the roadway cross section can also meet the service requirements without adjusting the deformation of the support system; at present, the 5301 working face has been completed, and 5302 work Face mining is also nearing completion. During the face mining, the deformation of surrounding rock along the empty lanes is effectively controlled and no repair is required.

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Abstract

一种沿空留巷支护系统协调变形定量设计方法，首先构建沿空留巷支护系统，然后建立结构力学模型，根据力学模型获得受实体煤帮加锚煤体允许变形量限制、受巷旁充填体允许变形量限制、受沿空留巷巷道断面服务要求限制以及受采空区矸石最大变形量限制四种情形下的基本顶岩梁最大回转角，根据四种情形下的基本顶岩梁最大回转角的相对大小对沿空留巷围岩支护进行定量设计。

Description

一种沿空留巷支护系统协调变形定量设计方法 技术领域
本发明涉及煤矿采煤工作面沿空留巷技术，尤其涉及一种通过对沿空留巷实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石体协调变形达到沿空留巷定量支护设计的方法。
背景技术
为减少采煤区段之间的煤柱损失，矿井常常采用无煤柱开采，即沿采空区保留本区段工作面顺槽为下一个区段回采工作面服务的巷道称为沿空留巷。沿空留巷实现了无煤柱开采，减少了巷道的掘进量，缓解了矿井衔接紧张的情况，具有明显的社会及经济效益。
现我国已成功实现薄煤层、中厚煤层及厚煤层的采煤工作面沿空留巷。沿空留巷巷道与采空区之间多采用充填体进行隔离，实现巷道隔离采空区瓦斯等有毒有害气体。
根据矿压理论，沿空留巷段实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体及采空区矸石共同承担上覆岩层重量。现场实践表明，在大埋深、坚硬顶板、大采高等复杂条件下实施沿空留巷，由于巷帮加锚煤体、充填体和采空区矸石体的承载性能(变形或强度)存在较大差异，经常出现某一项或两项远未达到其承载极限时，另外一项却因过度承载而破坏失稳的现象，严重威胁着留巷安全。
发明内容
针对前人没有涉及统筹考虑沿空留巷中实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石承载性能而进行沿空留巷支护系统设计，本发明提出一种沿空留巷支护系统协调变形设计方法。在充分发挥采空区矸石承载性能的基础上，调整 沿空留巷基本顶岩梁回转角至最佳回转角，使实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石的变形相协调，三者均未达到极限变形而破坏，同时又能有效支护顶板，达到最优的沿空留巷效果。此方法能够保持沿空留巷围岩稳定，经济效益明显。
为实现上述目的，本发明采取的技术方案是：
一种沿空留巷支护系统协调变形设计定量方法，其特征在于，具体方法如下：
第一：构建沿空留巷支护系统
采煤工作面开采后，沿空巷道侧向直接顶一部分在采空区内垮落成矸石，另一部分由加锚煤体和巷旁充填体支撑形成岩梁A，其重量由实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体共同承担；侧向基本顶则在实体煤帮加锚煤体上方断裂形成岩梁B，岩梁B沿断裂线发生回转下沉，其自重和上覆软弱岩层重量由直接顶和采空区矸石共同承担，而作用在直接顶上的力将进一步转移至实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体上，由此，沿空留巷顶板运动过程中，实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石三者共同构成沿空留巷支护系统；
第二：建立沿空留巷“加锚煤体-巷旁充填体-矸石体”协调控制结构力学模型
基于实用矿山压力理论和岩石力学基本原理，建立了沿空留巷“加锚煤体-巷旁充填体-矸石体”协调控制结构力学模型，如变形方程式(1)和力学方程式(2)所示：
变形方程：
Figure PCTCN2019120458-appb-000001
力学方程：
Figure PCTCN2019120458-appb-000002
其中，△h＝△h G+h-(K m-1)m z.................................................式(3)
Figure PCTCN2019120458-appb-000003
式中：
θ─基本顶岩梁回转角；△h M─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量；L 0─基本顶岩梁断裂后深入沿空留巷实体煤帮的距离；△h F─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量；a─沿空留巷巷道宽度；b─沿空留巷充填体宽度；△h─基本顶岩梁断裂后在采空区处最大下沉量；L 1─基本顶断裂后的长度；△h W─巷道断面的变形量；
q 1─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮断裂线处煤体提供的支承载荷；q 2─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁处煤体提供的支承载荷；q F─沿空留巷充填体提供的支承载荷；q G─基本顶断裂后采空区矸石提供的支承载荷；L 2─基本顶断裂后采空区矸石的支承宽度；G Z─沿空留巷上部直接顶的重量；G E─沿空留巷上部基本顶的重量；q─基本顶上部软弱岩层对基本顶的压力；
△h G─基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差；h─煤体厚度；K m─直接顶初始碎胀系数；m Z─直接顶厚度；c─直接顶岩梁断裂后在采空区部分悬顶长度；
第三：根据第二步的力学模型获得基本顶岩梁最大回转角θ max
在沿空留巷顶板运动过程中，当基本顶岩梁回转角θ较大时，实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体及采空区矸石变形量均较大，若加锚煤体和巷旁充填体变形量超过其允许变形量，将造成该支护结构破坏失稳，致使沿空留巷失败。同时，考虑到运输、通风等对沿空留巷巷道断面的要求，沿空留巷围岩变形也不能过大，基于上述原理需对受实体煤帮加锚煤体允许变形量限制、受巷旁充填体允许变形量限制、受沿空留巷巷道断面服务要求限制以及受采空区矸石最大 变形量限制四种情形下的基本顶岩梁最大回转角进行限制，四种情形下的基本顶岩梁最大回转角统称θ max；
①实体煤帮加锚煤体允许变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
设实体煤帮加锚煤体在峰值应力处的应变用ε CM表示，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量的最大值为△h M max＝hε CM，带入式(1)即可获得受实体煤帮加锚煤体限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Mmax表示；
②巷旁充填体允许变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
设巷旁充填体在峰值应力处的应变用ε CF表示，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量的最大值为△h F max＝h 2ε CF，h 2为原沿空掘巷巷道初始高度，带入式(1)即可获得受巷旁充填体限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Fmax表示；
③沿空留巷巷道断面服务要求限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
当巷道断面收缩率α小于沿空留巷巷道宽度a时，可以满足运输、通风等的要求，据此巷道断面的变形量的最大值Δh W max＝h 2α，带入式(1)即可获得受巷道断面服务要求限制的最大回转角θ max，用θ Wmax表示；
④采空区矸石最大变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
采空区矸石的承载能力随其变形呈指数增大，且变形量不会无限增大，设采空区矸石压实后的碎胀系数为K A，则基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差的最大值△h G＝(K m-K A)m Z，带入式(3)及式(1)，即可获得受采空区矸石最大变形量限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Gmax表示；
第四步：根据四种情形下的基本顶岩梁最大回转角θ max的相对大小对沿空留巷围岩支护进行定量设计
在实际中，如果θ Mmax、θ Fmax、θ Wmax中任何一项超过限制值都将导致留巷失败(支护结构破坏失稳，或留巷断面太小，不满足服务要求)；而对于θ Gmax，其虽不存在结构失稳问题，但其变形量也不可以任意无限增大，为达到沿空留巷支护系统中任意一承载体不发生变形破坏，基本顶回转角应能同时满足上述四项限制，因此，基本顶最佳回转角应为θ max＝min{θ M max,θ F max,θ W max,θ G max}，基于上述机理，分以下四种情形开展优化设计。
第一种情形：当θ G max≤min{θ M max,θ F max,θ W max}时，此时可以保证实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体结构的稳定，且巷道断面也能满足服务要求，无需对支护系统的变形进行调整；
第二种情形：当θ M max≤min{θ G max,θ F max,θ W max}时，说明此时基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，此时采取以下措施中的一种：
措施一：对巷旁顶板进行切顶，切顶高度为
Figure PCTCN2019120458-appb-000004
增加采空区矸石初始高度，使巷旁充填体的允许变形量Δh max减小为L 1sinθ Mmax，相应的θ Gmax减小为θ Mmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ为θ Mmax；
措施二：通过采用”柔-强”组合材料作为巷旁充填体、增加实体煤帮煤体的加锚密度等措施，提高巷旁充填体和实体煤帮加锚煤体变形能力，使θ Mmax、θ Fmax增大为θ Gmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ增大为θ Gmax，在此过程中要求巷旁柔性材料最小压缩量应为
Figure PCTCN2019120458-appb-000005
实体煤帮加锚煤体峰值应变最小应为
Figure PCTCN2019120458-appb-000006
其中h 4为原巷旁充填体强性材料初始高度；
第三种情形：当θ F max≤min{θ G max,θ M max,θ W max}，说明此时基本顶岩梁断裂 后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，按照情形二设计，此时当采用情形二的措施一的巷旁切顶方式，则切顶高度为
Figure PCTCN2019120458-appb-000007
增加采空区矸石初始高度，使巷旁充填体的允许变形量Δh max减小为L 1sinθ Mmax，相应的θ Gmax减小为θ Mmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ此时为θ Mmax；当采用情形二的措施二，同情形2；
第四种情形：当θ W max≤min{θ G max,θ M max,θ F max}，说明此时也属基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，但与情形2和3不同，必须对采空区顶板进行切顶，切顶高度为
Figure PCTCN2019120458-appb-000008
使基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量的最大值由Δh max减小为L 1sinθ Wmax，相应的θ Gmax减小为θ Wmax，也就是说，此时的基本顶岩梁最大回转角θ maxx＝θ Wmax，才能使巷道断面满足服务要求；
第五步：
上述四种情形调整完成后，除了第一种情形，第二、三、四需验证合理性，验证时，只需要将每种情形调整后的基本顶岩梁最大回转角θ max带入式(2)，查看式(2)是否满足。若该式满足，则设计完成；否则需对巷帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石体进行加固，提高其承载能力，重新进行设计，直到满足式(2)为止。
本发明的有益效果为：以控制侧向基本顶岩梁最佳回转角为依据，提出了协调沿空留巷巷帮加锚煤体、巷旁充填体、采空区矸石体变形能力等支护系统的定量设计方法，达到了沿空留巷支护系统协调变形共同承载的目标，成功实现了不同条件下的沿空留巷。
附图说明
图1是本发明中涉及的沿空留巷协调控制结构力学模型图。
具体实施方式
结合附图和实例对本发明作进一步说明。实例中以某矿为例，该煤矿-325m水平3#煤层平均埋深325m，平均煤厚3.5m，煤层结构较简单。530采区是-325m水平的首采区，采用综采采煤法，一次采全高。煤层上部直接顶为厚度8.2m的细砂岩与中砂岩互层，容重γ为2500kg/m 3。基本顶为厚度12m的粉砂岩，容重γ为2500kg/m 3。再向上依次为厚度达4.5m的泥岩(容重γ为2300kg/m 3)、厚度达19.5m的粗砂岩(容重γ为2580kg/m 3)，其中泥岩为软弱岩层，粗砂岩为坚硬岩层。
5301工作面轨道顺槽沿煤层顶底板掘进，巷道高度3.5m(也就是说原沿空掘巷巷道初始高度h 2为3.5m)，宽度5m，通过对巷旁进行膏体充填实现留巷，充填体宽度为2.0m，接顶充填(高度3.5m)，作为相邻的5302工作面回风顺槽使用，根据该煤矿的具体情况利用本发明设计方法进行支护设计验算。具体如下：
第一：构建如图1所示的沿空留巷支护系统
采煤工作面开采后，沿空巷道侧向直接顶一部分在采空区内垮落成矸石，另一部分由加锚煤体和巷旁充填体支撑形成岩梁A，其重量由实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体共同承担；侧向基本顶则在实体煤帮加锚煤体上方断裂形成岩梁B，岩梁B沿断裂线发生回转下沉，其自重和上覆软弱岩层重量由直接顶和采空区矸石共同承担，而作用在直接顶上的力将进一步转移至实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体上，由此，沿空留巷顶板运动过程中，实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石三者共同构成图1所示的沿空留巷支护系统；图1中：
θ─基本顶岩梁回转角；△h M─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量；L 0─基本顶岩梁断裂后深入沿空留巷实体煤帮的距离，根据实测为4m；△h F─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量；a─沿空留巷巷道宽度，取值5m；b─沿空留巷充填体宽度，取值2m；L 1─基本顶断裂后的长度，取值25m；△h W─巷道断面的变形量；
q 1─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮断裂线处煤体提供的支承载荷，根据实测为0.62MPa；q 2─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁处煤体提供的支承载荷，根据实测为0.911MPa；q F─沿空留巷充填体提供的支承载荷，根据实测为1.6MPa；q G─基本顶断裂后采空区矸石提供的支承载荷，根据实测为0.97MPa；L 2─基本顶断裂后采空区矸石的支承宽度；G Z─沿空留巷上部直接顶的重量，根据计算为2460000N/m；G E─沿空留巷上部基本顶的重量，根据计算为7500000N/m；q─基本顶上部软弱岩层(泥岩)对基本顶的压力，根据计算为103500N/m 2；
△h G─基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差；h─煤体厚度取值3.5m；K m─直接顶初始碎胀系数，取1.29；m Z─直接顶厚度，取值8.2m；c─直接顶岩梁断裂后在采空区部分悬顶长度，取值1.0m；
第二：根据图1的沿空留巷支护系统构建沿空留巷“加锚煤体-巷旁充填体-矸石体”协调控制结构力学模型。
构建的结构力学模型用见公式(1)-(2)
变形方程：
Figure PCTCN2019120458-appb-000009
力学方程：
Figure PCTCN2019120458-appb-000010
其中，△h＝△h G+h-(K m-1)m z.....................................式(3)
Figure PCTCN2019120458-appb-000011
第三：根据地质条件及煤岩性质测试，获得了受不同因素限制的四种情形下基本顶最大回转角，具体如下：
根据实验室测定采空区矸石压实后的碎胀系数为K A为1.314，则基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差△h G＝(K m-K A)m Z，得出△h G约等于0.2m；根据公式(3)计算得出基本顶岩梁断裂后在采空区处最大下沉量△h为1.322m；再根据公式(1)，可以得出θ Gmax＝3.0312°。
通过实验室测试，可测得实体煤帮加锚煤体在峰值应力处的应变用ε CM，取值0.0638，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量的最大值为△h Mmax＝hε CM＝0.2233m，根据公式(1)，可以得出θ Mmax＝3.195°。
通过实验室测试，可测得巷旁充填体在峰值应力处的应变用ε CF，取值0.1548，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量的最大值为△h Fmax＝h 2ε CF＝0.5418，根据公式(1)，可以得出θ Fmax＝3.101°。
当巷道断面收缩率α小于沿空留巷巷道宽度a时，可以满足运输、通风等的要求，根据现场要求，α取值0.8，则巷道断面的变形量的最大值Δh W max＝h 2α＝2.8m，然后根据公式(1)，可以得出θ Wmax为23.3°。
基本顶最佳回转角应为θ max＝min{θ M max,θ F max,θ W max,θ G max}，此时θ max＝θ Gmax＝3.0312°，则根据公式(4)计算得出基本顶断裂后采空区矸石的支承宽度L 2为min{12.965,24.96}＝12.965m。
第四：通过比较四种情形下的基本顶最大回转角，符合第一种情形，此时θ G max≤min{θ M max,θ F max,θ W max}。取θ max＝θ Gmax＝3.0312°，将有关的参数带入公式(2)进行验算，则公式(2)左边等于12550025N/m，公式(2)右边等于12543877.5 N/m，公式左边大于右边，则公式(2)满足条件，成立。
则此时可以保证实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体结构的稳定，且巷道断面也能满足服务要求，无需对支护系统的变形进行调整；目前5301工作面已回采完毕，5302工作面回采也接近尾声，工作面回采期间，沿空留巷围岩变形得到有效控制，不需返修。

Claims (1)

  1. 一种沿空留巷支护系统协调变形设计定量方法，其特征在于，具体方法如下：
    第一：构建沿空留巷支护系统
    采煤工作面开采后，沿空巷道侧向直接顶一部分在采空区内垮落成矸石，另一部分由加锚煤体和巷旁充填体支撑形成岩梁(A)，其重量由实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体共同承担；侧向基本顶则在实体煤帮加锚煤体上方断裂形成岩梁(B)，岩梁(B)沿断裂线发生回转下沉，其自重和上覆软弱岩层重量由直接顶和采空区矸石共同承担，而作用在直接顶上的力将进一步转移至实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体上，由此，沿空留巷顶板运动过程中，实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石三者共同构成沿空留巷支护系统；
    第二：建立沿空留巷加锚煤体-巷旁充填体-矸石体协调控制结构力学模型
    基于实用矿山压力理论和岩石力学基本原理，建立了沿空留巷“加锚煤体-巷旁充填体-矸石体”协调控制结构力学模型，如变形方程式(1)和力学方程式(2)所示：
    变形方程：
    Figure PCTCN2019120458-appb-100001
    力学方程：
    Figure PCTCN2019120458-appb-100002
    其中，△h＝△h G+h-(K m-1)m z.................................................式(3)
    Figure PCTCN2019120458-appb-100003
    式中：
    θ─基本顶岩梁回转角；△h M─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量；L 0─基本顶岩梁断裂后深入沿空留巷实体煤帮的距离；△h F─基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量；a─沿空留巷巷道宽度； b─沿空留巷充填体宽度；△h─基本顶岩梁断裂后在采空区处最大下沉量；L 1─基本顶断裂后的长度；△h W─巷道断面的变形量；
    q 1─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮断裂线处煤体提供的支承载荷；q 2─基本顶断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁处煤体提供的支承载荷；q F─沿空留巷充填体提供的支承载荷；q G─基本顶断裂后采空区矸石提供的支承载荷；L 2─基本顶断裂后采空区矸石的支承宽度；G Z─沿空留巷上部直接顶的重量；G E─沿空留巷上部基本顶的重量；q─基本顶上部软弱岩层对基本顶的压力；
    △h G─基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差；h─煤体厚度；K m─直接顶初始碎胀系数；m Z─直接顶厚度；c─直接顶岩梁断裂后在采空区部分悬顶长度；
    第三：根据第二步的力学模型获得基本顶岩梁最大回转角θ max
    在沿空留巷顶板运动过程中，当基本顶岩梁回转角θ较大时，实体煤帮加锚煤体、巷旁充填体及采空区矸石变形量均较大，若加锚煤体和巷旁充填体变形量超过其允许变形量，将造成该支护结构破坏失稳，致使沿空留巷失败，同时，考虑到运输和通风对沿空留巷巷道断面的要求，沿空留巷围岩变形也不能过大，基于上述原理需对受实体煤帮加锚煤体允许变形量限制、受巷旁充填体允许变形量限制、受沿空留巷巷道断面服务要求限制以及受采空区矸石最大变形量限制四种情形下的基本顶岩梁最大回转角进行限制，四种情形下的基本顶岩梁最大回转角统称θ max；
    ①实体煤帮加锚煤体允许变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
    设实体煤帮加锚煤体在峰值应力处的应变用ε CM表示，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量的最大值为△h M max＝hε CM，带入式(1) 即可获得受实体煤帮加锚煤体限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Mmax表示；
    ②巷旁充填体允许变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
    设巷旁充填体在峰值应力处的应变用ε CF表示，则基本顶岩梁断裂后在沿空留巷充填体上部的顶板下沉量的最大值为△h F max＝h 2ε CF，h 2为原沿空掘巷巷道初始高度，带入式(1)即可获得受巷旁充填体限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Fmax表示；
    ③沿空留巷巷道断面服务要求限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
    当巷道断面收缩率α小于沿空留巷巷道宽度a时，可以满足运输、通风等的要求，据此巷道断面的变形量的最大值Δh W max＝h 2α，带入式(1)即可获得受巷道断面服务要求限制的最大回转角θ max，用θ Wmax表示；
    ④采空区矸石最大变形量限制下的基本顶岩梁最大回转角θ max
    采空区矸石的承载能力随其变形呈指数增大，且变形量不会无限增大，设采空区矸石压实后的碎胀系数为K A，则基本顶岩梁初始顶板下沉量与最终顶板下沉量之差的最大值△h G＝(K m-K A)m Z，带入式(3)及式(1)，即可获得受采空区矸石最大变形量限制的基本顶最大回转角θ max，用θ Gmax表示；
    第四步：根据四种情形下的基本顶岩梁最大回转角θ max的相对大小对沿空留巷围岩支护进行定量设计
    第一种情形：当θ G max≤min{θ M max,θ F max,θ W max}时，此时可以保证实体煤帮加锚煤体和巷旁充填体结构的稳定，且巷道断面也能满足服务要求，无需对支护系统的变形进行调整；
    第二种情形：当θ M max≤min{θ G max,θ F max,θ W max}时，说明此时基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，此时采取以下措施中 的一种：
    措施一：对巷旁顶板进行切顶，切顶高度为
    Figure PCTCN2019120458-appb-100004
    增加采空区矸石初始高度，使巷旁充填体的允许变形量Δh max减小为L 1sinθ Mmax，相应的θ Gmax减小为θ Mmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ为θ Mmax；
    措施二：通过采用柔-强组合材料作为巷旁充填体、增加实体煤帮煤体的加锚密度措施，提高巷旁充填体和实体煤帮加锚煤体变形能力，使θ Mmax、θ Fmax增大为θ Gmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ增大为θ Gmax，在此过程中要求巷旁柔性材料最小压缩量应为
    Figure PCTCN2019120458-appb-100005
    实体煤帮加锚煤体峰值应变最小应为
    Figure PCTCN2019120458-appb-100006
    其中h 4为原巷旁充填体强性材料初始高度；
    第三种情形：当θ F max≤min{θ G max,θ M max,θ W max}，说明此时基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，按照情形二设计，此时当采用情形二的措施一的巷旁切顶方式，则切顶高度为
    Figure PCTCN2019120458-appb-100007
    增加采空区矸石初始高度，使巷旁充填体的允许变形量Δh max减小为L 1sinθ Mmax，相应的θ Gmax减小为θ Mmax，也就是说基本顶岩梁最大回转角θ此时为θ Mmax；当采用情形二的措施二，同情形2；
    第四种情形：当θ W max≤min{θ G max,θ M max,θ F max}，说明此时也属基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量△h M过大，但与情形2和3不同，必须对采空区顶板进行切顶，切顶高度为
    Figure PCTCN2019120458-appb-100008
    使基本顶岩梁断裂后在沿空留巷实体煤帮煤壁上部的顶板下沉量的最大值由Δh max减小为L 1sinθ Wmax，相应的θ Gmax减小为θ Wmax，也就是说，此时的基本顶岩梁最大回转角θ maxx＝θ Wmax，才能使巷道断面满足服务要求；
    第五步：验证设计是否合理
    上述四种情形调整完成后，除了第一种情形，第二、三、四种情形需验证合理性，验证时，只需要将每种情形调整后的基本顶岩梁最大回转角θ max带入式(2)，查看式(2)是否满足；若该式满足，则设计完成；否则需对巷帮加锚煤体、巷旁充填体和采空区矸石体进行加固，提高其承载能力，重新进行设计，直到满足式(2)为止。
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