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1、窄煤柱護(hù)巷技術(shù)在采煤工作面接續(xù)中的應(yīng)用 【摘要】為保證棋盤井煤礦工作面接續(xù)，并最大限度提高煤炭回收率，決定采用沿空掘巷完成工作面間的接替。通過理論計算確定了沿空掘巷窄煤柱的合理寬度，運用數(shù)值模擬軟件分析比較各種支護(hù)方案對巷道圍巖變形的控制效果，確定了適合0913工作面回風(fēng)順槽的錨桿支護(hù)參數(shù)?；夭善陂g對巷道變形量的觀測結(jié)果表明：所設(shè)計的煤柱寬度及支護(hù)參數(shù)能夠很好控制巷道圍巖變形?！ 娟P(guān)鍵詞】窄煤柱護(hù)巷數(shù)值模擬煤柱寬度錨桿參數(shù) 為提高煤炭回收率，減少巷道壓力，保證工作面接續(xù)，在工作面順槽常采用沿空留巷窄煤柱護(hù)巷技術(shù)，國內(nèi)學(xué)者對于沿空掘巷圍
2、巖控制機理、礦壓顯現(xiàn)特征及其控制技術(shù)已有成熟的研究[1-4]，但是對于窄煤柱護(hù)巷技術(shù)的研究正處于探索期，利用理論計算、數(shù)值模擬的研究方法對棋盤井煤礦合理窄煤柱寬度及回風(fēng)順槽錨桿支護(hù)參數(shù)進(jìn)行設(shè)計，優(yōu)化了回采巷道的支護(hù)方案，并在棋盤井煤礦0913綜放工作面進(jìn)行了工業(yè)性試驗?！ ?工程概況 棋盤井煤礦0913工作面回風(fēng)順槽布置在9號煤層中，巷道沿煤層頂?shù)装寰蜻M(jìn)。根據(jù)棋盤井煤礦采掘接替要求，0913工作面需要在0912工作面回采結(jié)束前準(zhǔn)備完畢?！ ?窄煤柱寬度的確定 計算公式為：5 B=x1+x2+x3（1） 式1中：x1―上區(qū)段工作面開采
3、而在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的破碎區(qū)，其寬度按下式計算?！ 。?） 式2中：m―煤層采厚，m；A―側(cè)壓系數(shù)；A=μ/1-μ，式中μ為泊松比；φ0―煤層界面的內(nèi)摩擦角，?；C0―煤層界面的粘聚力，MPa；k―應(yīng)力集中系數(shù)，3左右；γ―巖層平均容重，kN/m3；H―巷道埋深，m；Px―對煤幫的支護(hù)阻力，若上區(qū)段采空區(qū)側(cè)支護(hù)已拆除，可取Px=0，若上區(qū)段采空區(qū)側(cè)采用錨桿支護(hù)，則取Px=0.1；x2―巷道窄煤柱幫錨桿有效長度，再增加15%的富裕系數(shù)，m；x3―考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定性系數(shù)，按0.2（x1+x2）計算。 將試驗巷道09
4、13工作面回風(fēng)順槽的參數(shù)帶入公式（2-2）進(jìn)行計算。其中：=3.2m，A=0.33，φ0=20°，k=3，γ=0.025MPa，H=425m，C0=2.0MPa，Px=0。得出： x1=1.47m x2=1.15×2.4=2.76m x3=0.2×（1.47+2.76）=0.85m =x1+x2+x3=1.47+2.76+0.85=5.08m 煤柱越小，采出率越高，煤柱過窄，巷道圍巖整體性差、承載能力小，同時，錨桿錨固穩(wěn)定性也不能保證。因此，結(jié)合理論計算結(jié)果，又考慮現(xiàn)場施工的方便，最終確定合理的窄煤柱寬度為5m?！ ?沿空掘巷錨桿
5、支護(hù)參數(shù)設(shè)計5 3.1數(shù)值模擬模型及方案 計算模型的范圍為200m×100m×45.8m（長×寬×高）。該模型側(cè)面限制水平移動，底部固定，模型上表面為應(yīng)力邊界，施加的荷載為10.0MPa，模擬上覆巖層的自重；水平方向的側(cè)應(yīng)力系數(shù)為1.2，荷載大小為12.0MPa。采用單因子變量法，分別設(shè)置不同的錨桿預(yù)緊力（設(shè)為10kN、20kN、）、錨桿長度（設(shè)為2000mm、2200mm、2400mm、2600mm）、錨桿間排距（分別設(shè)為700mm、800mm、900mm、1000mm）。進(jìn)而考察不同參數(shù)下巷道圍巖變形量?！ ?.2數(shù)值模擬結(jié)果及分析
6、 隨著預(yù)緊力的逐漸增大，其形成的頂板有效應(yīng)力場的范圍也在不斷擴大，支護(hù)效果良好。通過上面數(shù)值模擬研究確定預(yù)緊力大小為20kN。隨著頂錨桿長度的增加，巷道圍巖變形規(guī)律如下：當(dāng)錨桿長度從2.0m增加到2.4m的過程中，頂板下沉量、幫變形量、實體煤幫變形量分別減小了83mm，46mm，48mm，底鼓量基本不變；頂錨桿長度從2.4m增加到2.6m，巷道圍巖變形量變化不大。因此，頂板錨桿長度最終確定為2.4m。當(dāng)錨桿排距從700mm增加到800mm，再到900mm，頂板下沉量、窄煤柱幫和實體煤幫變形量均有增大，錨桿排間距繼續(xù)加大時，其巷道變形增加速
7、度更快。因此，錨桿排距確定為800mm。當(dāng)頂錨桿間距從700mm變化到800mm時，頂板下沉量、窄煤柱幫變形量、實體煤幫變形量均有增加，底鼓量變化不大，當(dāng)頂錨桿間距從800mm變化到900mm時，巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定。因此，頂錨桿間距確定為800mm。 4工業(yè)性試驗 4.1觀測方案5 試驗地點在棋盤井煤礦0913工作面回風(fēng)順槽，主要進(jìn)行回采期間巷道表面位移監(jiān)測，包括頂板下沉、兩幫移近及底鼓等。在0913回風(fēng)順槽沿0912工作面回采方向布置5個觀測站，巷道斷面測點布置采用十字交叉法?！ ?.2觀測結(jié)果 0912工作面回采期間，經(jīng)過近2
8、個月的監(jiān)測，0913回風(fēng)順槽5個測站巷道兩幫最大變形量為268mm，頂板最大變形量為150mm；底板最大變形量為309mm。采動影響期間，底板經(jīng)過適當(dāng)臥底處理后，巷道斷面完全能夠
