充填体宽度,强度,支护阻力的计算

1、沿空留巷充填体参数及支护阻力的计算1巷道的基本情况本设计为姜家湾煤矿2213巷道巷旁充填体参数及支护阻力的计算，2213巷道 老顶为细砂岩与粉砂岩互层，平均厚度18.48m，直接顶为细砂岩，平均厚度11.47m。伪顶为粉砂岩，厚度0.2m-2.2m。底板直接底为细砂岩，厚度 2m-4.2 m本矿井煤层厚度0.71.5m,平均厚度1.23m，容重1.28t/m3，煤质中硬，瓦3斯绝对涌出量0.18m /min，煤尘爆炸指数29.26%，具有爆炸性，自燃发火期6个 月，属自燃发火煤层。本巷道宽度和高度分别为4500mm和2600mm。2充填体宽度的计算充填体宽度B可按下列经验公式计算：B =0.3

2、67 3a b 0.685 H 0.342 h0452式中a-巷道半宽，2.25m；b充填体破裂区宽度，一般取 20-30cm,本次取0.25m；H平均开采深度，取 228m;h充填体高度，取1.8m。将以上因素代入经计算得B = 0.367(6.75 0.25)0.685 2430.342 30.452=0.367 3.79 6.5 1.64=14.82m第二种算法沿空留巷歼石巷旁充填体支护性能实验研究预先确定了沿空留巷的巷旁支护强度后，就可根据所需的巷旁支护强度和巷旁支护材料的力学性能，由式(3-21)设计巷旁支护宽度，并结合具体的地质、生产条件等确定巷旁支护体的具体形式b=KF/p式中,

3、b为巷旁支护平均宽度，m；F为沿空留巷所需的巷旁支护强度，MN/m ；p为巷旁支护体成型后1d的抗压强度,MPa；K为安全系数，一般K=1.11.2。代入公式得b=1.2 11.57 ： 3=4.6m根据计算结果及经验类比（巷旁充填带宽度一般为充填高度的0.60.9倍）晋城矿区9号煤沿空留巷实验3充填体强度的计算巷道充填体的平均强度随巷道高度的增加和巷道间距的减小而下降。英国科学家Sallamon搜集了 97个稳定充填体和27个失稳充填体的实际资料，经分析研究，得到了如下计算式：R =尺 0883 丿式中 R宽度为B、高度为h的充填体强度，MPa；Rc岩石的单轴抗压强度，MPa;B充填体宽度，

4、m；h充填体高度，m；R = RcB0.46h0884支护阻力的计算第一种计算方法黄福昌博士论文采用沿空留巷方案，在工作面推进 Lmax，使煤体上方部分应力得以释放后， 再让巷旁充填材料承受压力，则要求充填材料阻抗力可以减少到足以抗衡垮落直接 顶的作用即可。（1）根据充填墙上方最大需控岩层范围确定沿空留巷实践表明90，118，在沿空留巷顶板活动的三个阶段中，以过渡期活动 对沿空留巷巷旁支护体的破坏性最大。因此，在计算巷旁支护阻力时应以基本顶岩 梁断裂回转下沉活动为依据。根据上面的力学模型来计算巷旁支护阻力。图4.2所示为考虑巷帮煤体作用的顶板载荷条带分割法模型（4边支承，图中 Li、Lii分别

5、为工作面长度和周期来压步距）。在图 4.2（ a）中取一单位宽度的板 条，研究采空区顶板在过渡期活动阶段的沿空留巷巷旁支护阻力，所取的板条见图 4.2 （b）,力学模型求解见图4.2（c）。设顶板均布载荷为q,按条带分割后，载荷只在阴影部分两段上。由于沿空留 巷巷道顶板发生的主动垮落的机会多，而被动垮落一般出现在工作面顶板，因此， 本文仅分析主动垮落情况下巷旁支护切顶阻力。在初始阶段，岩层下沉变形很小， 层面内应力引起的弯矩可忽略不计，求解支护切顶阻力F时只考虑岩层自重载荷和采动引起的应力增高系数k的作用。1一LI Q(b)FM piMP1MF1Ffi(c)图4图2沿空沿空巷旁支护阻阻力计算(

6、型一第一层)Fig. 4.2 Support resistance calculation model of gob-side entry retainingthe first strata)用平衡法对图4.2 (c)中各段求解，从沿空留巷上方第1层顶板开始分析。对于第1层情况，解得巷旁支护阻力Fi为：Fi(aX。)=k M piqdaXo)2/2Fzi(ax)- Mai Qx丨 (4.1)式中 k应力增高系数；Fni C点岩层破断产生的向下剪力，KN，FNi = qiLi ；Li 岩层破断尺寸，m；i 岩层容重，kN/m3；hi 岩层厚度，m；Mai 岩层抗弯弯矩，KNm ；Mpi 岩层极限

7、弯矩，KNm，在极限条件下，Mai = Mpi ;a 巷道宽度，m；xo 煤体松动区宽度，m；Xq 松动区中心至A点距离，其值为x/2;Q巷旁煤体对顶板的支承力，式中符号中的“ 1表示第1层。一般情况下，第一层顶板解算出的巷旁支护阻力即为巷旁支护体初期切断直接 顶所需的支护阻力。且计算公式可以简化为：F(a +x) =kq(a +x)2/2 + FNi(a +x) QXq( 4.2)第2层以上顶板支护切顶阻力计算不同于第 1层，第1层的切顶阻力主要是人 工支护提供的，而第2层以上的岩层所需的切顶阻力是人工支护和已垮岩层残留边 界共同作用的结果。第2层垮落沿空留巷巷旁支护阻力计算模型如图4.3所

8、示，解得巷旁支护切顶阻力为：2i 12i 土22F2(a+xo)=k瓦 汕(a+xo+瓦 hj tan ) /2+送 FNi(a+x+迟 hj tanotj)+Mp2-送 M Ai-QxQi 1j垒j兰i仝式中i 第i层顶板岩层；j 第j层顶板岩层；：-岩层破断角，取h0=0, 0=0FN2M A1 +Ma2MP2FA2QX0L2图4.3沿空留巷巷旁支护阻力计算模型（第二层）Fig. 4.3 Support resistance calculation model of gob-side entry retainingthesecond strata同理，对于第m层情况，可以求得巷旁支护切顶阻

9、力为：mi Ami 1m. 2Fm(a -xo)=kvihi (a xo、hjtan _覇)/2、Fz (a x。、hjtan_：GMpm- M Ai -Qxqi 土j _Qij _Qi_1(4.3)式中m为冒落带岩层的极限层数，m的计算方法为冒落带岩层总厚度除以岩 石分层垮落平均厚度。式（4.3）为顶板主动垮落时，沿空留巷巷旁支护切顶阻力计算式。式（4.3）中等号右边中括号内第1项是残留边界自重引起的弯矩，第2项是切顶线处受垮断岩层的剪力作用所产生的总弯矩，第 3项是第m层岩层的极限弯矩，第 4项是1m层岩层在点A的总抗弯弯矩，第5项是巷帮煤体对顶板岩层的支承力所产生 的总弯矩。由此可知，前

10、3项所产生的围岩载荷要由支护阻力来平衡，而后2项是帮助巷旁支护承担部分载荷，形成 支护一煤体一顶板”的共同承载体系。在一定的地层条件下，当巷道维护宽度及煤体松动范围一定时，式（4.3）等号右边第1项为恒定，而第2项的大小主要受到垮落岩层对边界的影响，如果岩层切断后立即垮落，并失去与残留边界的力学联系，则这些与残留边界失去力学联系 的岩层对边界不产生弯矩，则式（4.3）等号右边第2项的值将减小，减小后第2 项值按下面方法计算。设n为垮落后与残留边界失去力学联系的岩层数，则式（4.3）中等号右边第2项大小为：m-F Nii吐iTa Xq 亠二 hj tanaj巷帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯

11、矩，其计算较为复杂，从简化计算 和安全角度考虑，可假设松动区内煤体已均布载荷的形式作用于顶板岩层，均布载 荷的大小可选用煤体的残余抗压强度，则:(4.4)mi 1mi _1m22Fm(a-Xo)=kih (a- X)丄二 hj tan 冷)/2-：/Fz(a -x -二hj tan : j) M Pm 4 M Ai-；cX/2i 丄j _0i 丄j_0i 二(4.5)式中，Mpm在不同支承条件下具有不同的数值，一端支承时,MPm=qmLm/2，两端支承时，MPm = qmL；/4。充填墙体取悬臂式顶板垮落形成的一端支承，要求的支护阻力最大。式（4.3）的计算较为繁杂，完全可以进行简化，如果不考

12、虑煤帮的支撑作用及垮落岩层破断角:的影响，求得的巷旁支护阻力要高于用式（4.3）计算得到的 值，因此，可以得到简化的计算沿空留巷巷旁支护阻力的围岩结构模型如图4.4所示。根据图4.4的模型，可以得到巷旁支护需要的支护阻力为:上直接顶CXoLmaxd纬它宾基本顶吟芒图4.4沿空留巷围岩结构模型Fig. 4.4 Surrounding rock structure of gob-side entry retainingP 二hzj(x0 c d)(4 .6)式中 k 应力集中系数，取值2；hz 直接顶厚度，m,按平均采高1.3m，岩石碎胀系数0.25计算,hz =5.2m；z 直接顶岩层密度，KN

13、/m3，取25 KN/m3；hE 基本顶厚度，m，取18.5m；e 基本顶岩层密度，KN/m3,取25 KN/m3；Lmax 周期来压步距，m,取20.8m；d 巷旁充填体宽度，m,分别取1m, 1.5m, 1.8m, 2m； c 巷道宽度，m,取4.5m；xo 煤体内极限平衡区宽度，m。xo 二-Mln2 fK H Cctg :Cctg (4.7)其中1 sin 一1 -si n式中 M开采厚度，m,取1.2m；C煤的粘结力，MPa,取3MPa；f煤层内摩擦系数，f=tg ，取tg35 一摩擦角，取30；K应力集中系数，通常K=26取4;H 煤的埋深，m,取230m；r 煤层的密度，KN/m

14、3, 12.8KN/m3。把参数代入公式（4.6）及公式（4.7），得到x0= 2mP=11570KN/m也就是说，充填墙的支护载荷必须达到每米墙11570KN以上。每平方米充填墙须承担的压力为 11570/1.0=11570KN/m2=11.57MPa。第二种计算方法缓斜中厚煤层沿空留巷合理支护研究巧二 We （血 + c十+ Z）/Z + （%0 十q + 疔（？+ 気）/2 -卑一“ 一 叭（圮-x）dxX + e + R/ 2）-1式中：乡一为巷旁支护体的支护阻力；晒一为老顶岩层的极限弯矩；彳一为老顶及其上部软弱岩层的单位长度口車；细一为直接顶单位长度自重；疋一为巷道宽度*一为巷旁支护

15、体宽度；L一为BC岩块的长度；h为老顶岩块厚度；吃为老顶垮落前B端的卜沉呈，A5；=A（X0+r+刃2）（禺+匸+川+才I 甌一为A端老顶的残余弯距岸其屮沿空留巷煤体侧煤体的支承压力和应力极限平衡区宽度礼的表达式旳S 二（q / tan% + / 歹）ExpQxtan必 /cQ ! tani/0（2.6）心=（捧/ 2筒）lnKY幷 + cot%”苗（q cot -疗）2.7：式中：血一为煤体内极限平衡区宽度：G，吒一分别为煤层与顶底板岩层交界面的粘聚力和内摩擦角：Pf为对煤壁的支护阻力t忑一为距煤壁边缘的距离：才一为煤层与顶底板接触面的摩擦系数；丫一为上覆岩层的平均容重；X为应力集中系数；疔

16、一为开采深度；百一为三向应力系数;QQ+sin陆）/（1-sin幽八P =nrh/2a a2+(n -1)ahtana +(n -1)(2n -1) h2 tanS /6+1/aa+(n -1)htan a rhln+Rt h2/6a式中：P巷旁充填体支护阻力，kN/m;a巷道维护宽度，m;n总垮落层数；r 1 n层的岩层平均容重，kN/m3;h切顶岩层的分层厚度，m;a切顶岩层垮落角的余角；In 第n层垮落顶板岩块长度，m;Rt 第n层岩层的抗拉强度，kPa.第四种计算方法 混凝土泵送充填在留巷中的应用22巷旁充填体设计巷旁充填利用充填体的高阻力支撑垮落带边缘的顶板载荷,分担和减轻巷内支护的

17、受载4-5;在工作面后方，由于充填体支护作用沿采空侧切断顶板,避免顶板沿巷道煤壁处断裂;在周期来压期间 充填体能承受直接顶冒落时产生的动载荷。混凝土作为巷 旁充填具有塑性性能,利用其可缩量约束巷道与采空 区边界处的顶板下沉量,避免巷内支护系统产生严重 变形，且可隔离或密闭采空区。未切断老顶以前，直接顶在靠近充填体采空区侧发生垮落断裂，根据模型图1所示得出充填体平衡直 接顶的支护强度为a 一 +式中a/L 2d(ab/2) 充填体支护强度，MPa; 老顶及上部软弱岩层的重量集度,MN /m2;a巷道宽，m;b充填体宽* m;c顶板侧向短边断裂后的跨度，m; d岩梁宽m0第五种计算方法沿空留巷带载

18、荷计算充填参数中的关键参数是沿空留巷每米巷道合理的巷旁支护阻力；/? = 2 -n Yjahtga + 匹：阻罟_复上+ （-l）fttgarALffl + 瞥 （3）式中：尸为柱旁支护体的支护阻力，MN；口为巷道维护宽度（巷内宽度与巷旁支护宽度之和），m；n为垮落层数：尸为第It层的岩层平均容重，MN/m1；方为切顶岩层的分层厚度，m；Q为切顶岩层垮落角的余角，（。）；厶为第层岩层的垮落顶板岩块长度,m；凡为第n层岩层的抗拉强度，MPa.花山煤矿采煤工作面沿空留巷支护技术研究经整理可得1矿区基本情况本设计为姜家湾煤矿2213巷道巷旁充填体参数及支护阻力的计算，2213巷道 老顶为细砂岩与粉砂

19、岩互层，平均厚度 18.48m，直接顶为细砂岩，平均厚度 11.47m。伪顶为粉砂岩，厚度0.2m-2.2m。底板直接底为细砂岩，厚度 2m-4.2 m本矿井煤层厚度0.71.5m,平均厚度1.23m,平均埋深230m,容重 1.28t/m3，煤质中硬，瓦斯绝对涌出量 0.18m3/min，煤尘爆炸指数29.26%,具有爆 炸性，自燃发火期6个月，属自燃发火煤层。本巷道宽度和高度分别为4500mm和 2600mm。2支护阻力的计算采用沿空留巷方案，在工作面推进 Lmax，使煤体上方部分应力得以释放后， 再让巷旁充填材料承受压力，则要求充填材料阻抗力可以减少到足以抗衡垮落直接 顶的作用即可。(1

20、)根据充填墙上方最大需控岩层范围确定沿空留巷实践表明90，118，在沿空留巷顶板活动的三个阶段中，以过渡期活动 对沿空留巷巷旁支护体的破坏性最大。因此，在计算巷旁支护阻力时应以基本顶岩 梁断裂回转下沉活动为依据。根据上面的力学模型来计算巷旁支护阻力。图4.2所示为考虑巷帮煤体作用的顶板载荷条带分割法模型(4边支承，图中 Li、Lii分别为工作面长度和周期来压步距)。在图 4.2 (a)中取一单位宽度的板 条，研究采空区顶板在过渡期活动阶段的沿空留巷巷旁支护阻力，所取的板条见图 4.2 (b)，力学模型求解见图4.2 (c)。设顶板均布载荷为q,按条带分割后，载荷只在阴影部分两段上。由于沿空留

21、巷巷道顶板发生的主动垮落的机会多，而被动垮落一般出现在工作面顶板，因此， 本文仅分析主动垮落情况下巷旁支护切顶阻力。在初始阶段，岩层下沉变形很小，层面 内应力引起的弯矩可忽略不计，求解支护切顶阻力F时只考虑岩层自重载荷和采动引起的应力增高系数k的作用。1一LI Q(b)FM piMP1MF1Ffi(c)图4图2沿空沿空巷旁支护阻阻力计算(型一第一层)Fig. 4.2 Support resistance calculation model of gob-side entry retainingthe first strata)用平衡法对图4.2 (c)中各段求解，从沿空留巷上方第1层顶板开始分

22、析。对于第1层情况，解得巷旁支护阻力Fi为：Fi(aX。)=k M piqdaXo)2/2Fzi(ax)- Mai Qx丨 (4.1)式中 k应力增高系数；Fni C点岩层破断产生的向下剪力，KN，FNi = qiLi ；Li 岩层破断尺寸，m；i 岩层容重，kN/m3；hi 岩层厚度，m；Mai 岩层抗弯弯矩，KNm ；Mpi 岩层极限弯矩，KNm，在极限条件下，Mai = Mpi ;a 巷道宽度，m；xo 煤体松动区宽度，m；Xq 松动区中心至A点距离，其值为x/2;Q巷旁煤体对顶板的支承力，式中符号中的“ 1表示第1层。一般情况下，第一层顶板解算出的巷旁支护阻力即为巷旁支护体初期切断直接

23、 顶所需的支护阻力。且计算公式可以简化为：F(a +x) =kq(a +x)2/2 + FNi(a +x) QXq( 4.2)第2层以上顶板支护切顶阻力计算不同于第1层，第1层的切顶阻力主要是人工支护提供的，而第2层以上的岩层所需的切顶阻力是人工支护和已垮岩层残留边 界共同作用的结果。第2层垮落沿空留巷巷旁支护阻力计算模型如图4.3所示，解得巷旁支护切顶阻力为：2i 12i 土22F2(a+xo)=k瓦 汕(a+xo+瓦 hj tan ) /2+送 FNi(a+x+迟 hj tanotj)+Mp2-送 M Ai-QxQi 1j垒j兰i仝式中i 第i层顶板岩层；j 第j层顶板岩层；：-岩层破断角

24、，取h0=0, 0=0FN2M A1 +Ma2MP2FA2QX0L2图4.3沿空留巷巷旁支护阻力计算模型（第二层）Fig. 4.3 Support resistance calculation model of gob-side entry retainingthesecond strata同理，对于第m层情况，可以求得巷旁支护切顶阻力为：mi Ami 1m. 2Fm(a -xo)=kvihi (a xo、hjtan _覇)/2、Fz (a x。、hjtan_：GMpm- M Ai -Qxqi 土j _Qij _Qi_1(4.3)式中m为冒落带岩层的极限层数，m的计算方法为冒落带岩层总厚度除以

25、岩 石分层垮落平均厚度。式（4.3）为顶板主动垮落时，沿空留巷巷旁支护切顶阻力计算式。式（4.3）中等号右边中括号内第1项是残留边界自重引起的弯矩，第2项是切顶线处受垮断岩层的剪力作用所产生的总弯矩，第 3项是第m层岩层的极限弯矩，第 4项是1m层岩层在点A的总抗弯弯矩，第5项是巷帮煤体对顶板岩层的支承力所产生 的总弯矩。由此可知，前3项所产生的围岩载荷要由支护阻力来平衡，而后2项是帮助巷旁支护承担部分载荷，形成 支护一煤体一顶板”的共同承载体系。在一定的地层条件下，当巷道维护宽度及煤体松动范围一定时，式（4.3）等号右边第1项为恒定，而第2项的大小主要受到垮落岩层对边界的影响，如果岩层切断后

26、立即垮落，并失去与残留边界的力学联系，则这些与残留边界失去力学联系 的岩层对边界不产生弯矩，则式（4.3）等号右边第2项的值将减小，减小后第2 项值按下面方法计算。设n为垮落后与残留边界失去力学联系的岩层数，则式（4.3）中等号右边第2项大小为：m-F Nii吐iTa Xq 亠二 hj tanaj巷帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯矩，其计算较为复杂，从简化计算 和安全角度考虑，可假设松动区内煤体已均布载荷的形式作用于顶板岩层，均布载 荷的大小可选用煤体的残余抗压强度，则:(4.4)mi 1mi _1m22Fm(a-Xo)=kih (a- X)丄二 hj tan 冷)/2-：/Fz(a -x

27、 -二hj tan : j) M Pm 4 M Ai-；cX/2i 丄j _0i 丄j_0i 二(4.5)式中，Mpm在不同支承条件下具有不同的数值，一端支承时,MPm=qmLm/2，两端支承时，MPm = qmL；/4。充填墙体取悬臂式顶板垮落形成的一端支承，要求的支护阻力最大。式（4.3）的计算较为繁杂，完全可以进行简化，如果不考虑煤帮的支撑作用及垮落岩层破断角:的影响，求得的巷旁支护阻力要高于用式（4.3）计算得到的 值，因此，可以得到简化的计算沿空留巷巷旁支护阻力的围岩结构模型如图4.4所示。根据图4.4的模型，可以得到巷旁支护需要的支护阻力为:上直接顶CXoLmaxd纬它宾基本顶吟芒

28、图4.4沿空留巷围岩结构模型Fig. 4.4 Surrounding rock structure of gob-side entry retainingP 二hzj(x0 c d)(4 .6)式中 k 应力集中系数，取值2；hz 直接顶厚度，m,按平均采高1.3m，岩石碎胀系数0.25计算,hz =5.2m；z 直接顶岩层密度，KN/m3，取25 KN/m3；hE 基本顶厚度，m，取18.5m；e 基本顶岩层密度，KN/m3,取25 KN/m3；Lmax 周期来压步距，m,取26m；d 巷旁充填体宽度，m,分别取1m, 1.5m, 1.8m, 2m； c 巷道宽度，m,取4.5m；xo 煤体

29、内极限平衡区宽度，m。(4.7)M , K；H +CctgxoIn2 fCctg :其中 一1 sin1 -si n式中 M开采厚度，m,取1.2m；C煤的粘结力，MPa,取3MPa；f煤层内摩擦系数，f=tg ，取tg35 一摩擦角，取30；K应力集中系数，通常K=26取4;H 煤的埋深，m,取230m；r 煤层的密度，KN/m3, 12.8KN/m3。 把参数代入公式（4.6）及公式（4.7），得到 x0= 2mP = k 6253 975 1=2 7228=14456KN/m也就是说，充填墙的支护载荷必须达到每米墙14456KN以上。每平方米充填墙须承担的压强为 14456/1.0=14

30、456KN/m2=14.46MPa。当d分别取1.5m, 1.8m, 2m时，经计算可得P 分别为 14586KN , 14664KN,14716KN。同理压强分别为 9.724Mpa , 8.147Mpa, 7.358Mpa3充填体宽度的计算预先确定了沿空留巷的巷旁支护强度后，就可根据所需的巷旁支护强度和巷旁支护材料的力学性能，由式（3-21）设计巷旁支护宽度，并结合具体的地质、 生产条件等确定巷旁支护体的具体形式b=KF/p式中,b为巷旁支护平均宽度，m；F为沿空留巷所需的巷旁支护强度，MN/m ；p为巷旁支护体成型后1d的抗压强度,MPa；K为安全系数，一般K=1.11.2。代入公式得b

31、=1.2 9.72- 2=5.8m3充填体强度的计算巷道充填体的平均强度随巷道高度的增加和巷道间距的减小而下降。英国科学 家Sallamon搜集了 97个稳定充填体和27个失稳充填体的实际资料，经分析研 究，得到了如下计算式：R讥B0.46 、0.88h式中 R宽度为B、高度为h的充填体强度，MPa；Rc充填体的单轴抗压强度，MPa;B充填体宽度，m；h充填体高度，m；R 二 RcB06 0.88h=Rc 1.786.5.3.2充填体强度的计算巷道充填体的平均强度随巷道高度的增加和巷道间距的减小而下降。英国科学 家Sallamon搜集了 97个稳定充填体和27个失稳充填体的实际资料，经分析研究，得到了如下计算式:(6.17)B0.46 h0.88式中 R宽度为B、高度为h的充填体强度，MPa；Rc岩石的单轴抗压强度