寰２ Ｅ与＊的关系（Ｅ，取。ｚ｝
回果方程
吼＝如ｄ一３．６（ｚｒＺ４）１‘］
吼＝３．１ｅｘｐ［一４．１（ｘ／６０）２］
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距离煤层＾度抽
２０ ５０
竺
岩层移动的主要参数为走向边界角岛＝甜，煤层倾角 ｌ于时，下山边界角岛＝鲫，上山边界角ｙＤ＝静，下山充分
采动角妒。＝５２．，，上山充分采动角血＝６７．，；Ｅ组煤对Ｄ 组煤的影响范围为精倾斜方向的下部边界影响区Ｌ＝ １１４．３ ｍ，上部边界影响Ｌ＝１３２．７ ｍ；沿走向边界影响区Ｌ
２概况
２．１主采煤层基本特征 该矿主要可采ｊ嚷层有ＢⅢＢ．ｍ．ｈ和凡，。煤层，共三
作者李化敏茼介：男，船岁，磋士．１９晰年毕业于焦作矿业学院采矿工程专业．现任副敖授。主要从事采矿工艺及矿山压力方面的教学与研究 工作。
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组四层，基本特征见表ｌ。 衰１主采煤层基本特征
２．２采准巷道布置特点
同一采区内三组煤层分别设置三条上山，两条岩石上 山。一条堞层上山，两条岩石上山距煤层底板２０ ｍ左右，三 组煤的三条上山重叠布置，上山巷道用煤柱保护，煤柱留设 方法如图１所示。
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岩层移动模拟试验…在２ ０００ ｒｉｍｌ×２ ０００ｍ×Ｉ ５００ｍｍ
平面摸型试验架上进行，主要模拟Ｅ组煤层开采对Ｄ组煤 层影响。结果显示，Ｅ组Ｊｊ｜开采引起的冒落带高度为Ｉｔ．＝ １２．５ ｍ，裂隙带高度为噩＝４７弛岩层移动从工作面前方 ４２ １１１左右开始。工作面前方岩层垂直变形小，水平位移大； 工作面后方４—５０ ｍ左右，为上覆岩层活动剧；｝！ｌ区，其下沉 量为总下沉量的舯％，工作面推过如Ｉｎ后，岩层下沉趋缓． 岩层移动基本符合负指数规律。工柞面最大下沉Ｅ与工 作面相对距离＊之问的关系如表２所示。
右的小煤柱沿空掘巷或，腔冒巷技术。
由图４．马．。煤层同定支承压力显现峰值在８—２０ ｍ之 间．峰值移近速度达１．５ ｍｍ／ｄ．支承压力影响范围３５ ｉｕ．目 前．上、下区殷巷道中对中加ｍ，恰处在支承压力蟑值区。根 据生产巷道观测，巷道变形严重，维护困难，因此，留煤柱护 巷，耍保持巷道稳定，上、下区段巷道的距离应大于２５ ｍ，器 空鼻巷采用３—５ｍ的小煤柱为宣。
一工作面推进方向 ａ ｂ
ｃ
ｄ
ｃ
图２下部煤层开采对上部煤层影响的时空关系
４上山煤柱支承压力分布形态
上山两侧工作面采过后。上山煤拄处于两侧采空状态， 煤柱应力分布随回采引起的前支承压力影响范国Ｌ＿及煤柱
宽度Ｂ而变化，主要有三种类型”１。一是煤柱宽度太（且＞ ２Ｌ），煤拄中央不受两翻采动影响；二是煤柱宽度较小（Ｌ 《Ｂ（２上－），媒柱中央受两删采动影响，支承压力叠加，叠 加支承压力呈马鞍形分布；三是煤柱宽度Ｂ＜Ｌ．煤拄支承 压力峰值区叠加，煤柱中央载荷急剧增大，煤柱长期处于塑 性藏ｉｌ状态。
Ｊ，ｍ
图３ Ｄ¨煤层工作面侧向巷道变形与煤柱宽度的关系 ｂ．。煤层工作面两端治倾斜方向的侧支承压力的观测
选在马一。一１２ｆ１３２工作面平巷与上山之间的一段运描｝斜巷 中，观测时巷道掘进影响期已过。根据顶底板移近速度观测 豹Ｂ一。煤层工作面侧支承压力显现分布如图４所示。
ｋ煤层的观测设在ｈ一１３１２２风巷中，该风巷恰穿过 Ｆ廿一１３１２２工作面采空区，观测结果如图５。
１引言
平硬山八矿为多煤层开采的大型矿井，设计生产能力
瑚ｘ ｌ旷妇，实际年生产∞Ｏ×ｌ矿ｆｆａ。由于巷道布置不尽台
理，系统复杂，维护困难，采掘接替紧张，煤炭损失较大，一定 程度上影响着矿井经济效益的提高＋其主要原因之一是开采 引起的本煤层以及煤层与煤层之问的矿山压力相互作用规
律不清．巷道布置及各煤层开采的时空关系不合理。因此． 研究多煤层葡采的矿压显现及分布规律，对优化采准巷道布 置具有重要意义。
Ｄ“煤层
采空匡
上（下）山＼
Ｅ
宝
、
煤层
６５＼采空匡
＼上（下）山
＼￡
２
煤层
６５。＼采空区
上（Ｆ）山
图１各煤层上山煤柱留设方沽
２．３回采巷道布置殛堆护状况
瑰．。煤层上下区段巷道中对中１０ ｍ，煤柱宽约７‰工 作面超前支承压力严重影响范围约２０ ｍ，顶底板移近总量小 于４００ｍｍ，超前∞ｍ加强支护．巷道基车稳定。
根据现场观铡．前支承压力影响范围现．。煤层：Ｌ＝
６５ ｍ，Ｂ．ｍ攥层：Ｌ＝４０ｍ，ｋ煤层：ｋ＝印ｍ，ＥＩ‘．”煤层：
乙＝２０ｍ。 目前．三组煤上山与上山之间煤柱２Ｄ一２５ｍ，两删煤柱
宽度ＪＩ第一种类型，一般情况下．煤柱中央应力未叠加，支承 压力分布呈马鞍形。
曲ｎ
图４ ｈ”煤层侧支承压力显现的分布
５侧支承压力分布规律
岩层移动对Ｅ煤组巷道穗定性的影响。 从本煤层支承压力影响舶角度．上山煤柱台理的宽度应
使上山两侧支承压力不叠加或少叠加，即日≥２Ｌ＋厶。八 矿前支承压力影响范围《６５ ｍ，上山煤柱宽度一般１５０— ２００ ｍ．上山巷道之间的距离加ｍ左右。因此，奉煤层支承 压力对上山巷道影响较小。
采区上山分组布置，各煤层下行开采。同一采区内各煤 层上山重叠布置。支承压力沿底板的传递对上山的影响，按 载荷作用下基础内应力分布理论，即集中载荷在弹性基础内 任一点（＃、ｚ）的应力ｔ为
Ｆ－一。与ｋ蠼层有８—１０ｍ的岩柱．ｋ¨煤层工作面区 段平巷内错ｌＯ一２０ ｍ左右布置，巷道围岩变形较小，巷道较 稳定，但区巨煤柱达３５ ｍ以上，煤炭损失大。
·根据平八矿实际条件，用相似材料模拟试验对开采引起 的岩层移动、开采后应力的重新分布，煤层之间的相互影响 等进行了试验研究。
ｂ．。，ｋ爆层上分层的上下区段巷道中对中２０ ｍ，煤柱 宽度订ｍ，工作面前支承压力严重影响范围达５０～７０ ｍ，巷 道顶底板移近总量大于１ ０００ ｍｍ，支架折损严重，巷道维护 困难，生产期间不断返修。
马一。堞层下分层采用内错式布置，一般内错１０ ｍ左右， 巷道处在上分层采空区下方的卸压带内，巷道压力小，易于 维护，但煤柱大，煤炭损失严重。
“；嘉白
式中：ｐ为作用于半平面体边界的垂直应力，；为与集中力 作用点的垂直距离，ｘ为与集中力作用点的水平距离。
计算可知，支承压力（Ｋ＝３）在底板传递应力升高区影 响深度为移动支承压力影响区范围ｋ的２倍．其中应力升
高区（Ｋ＝１．５）明显影响深度为Ｌ。实测表明，在目前开采 条件下，支承压力在底板的影响范围小于Ｄ，Ｅ，Ｆ组煤之间 的层间距，而且各组上山煤柱宽度较大，支承压力叠加程度 较小，因此，上部上山煤拄载荷对下部煤层巷道影响较小，下 部上山巷道位置选择时，可不受上都上山巷道位置和煤柱的 影响，应根据本煤层的条件进行确定即可。
ｋ壤层在甩固定煤柱边界处巷道变形速度较小，随距 离增加而运淅增大．当距固定煤柱边界２０ ｍ左右时，巷道顶 底板移近速度曩大，当距煤柱边界加ｍ左右时，变形基本趋 于毽定。理行上下区段煤拄宽度为２０ ｍ左右，巷道维护十 分用难，遽正是由于该巷道处在相邻工作面同定支承压峰值 区所致。因此，留攥柱护巷保持巷道稳定的煤柱宽度，应在 加ｍ左右，沿空捆蔷以使煤拄克度控制在３～５ｍ为宜。
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小．在Ｆ爆组开聚至謦采魏附近时，会造成Ｅ组上山的轻度
破坏”Ｊ。应加强观捌及开采Ｆ煤时对Ｅ组上山的加固。
６．２回采巷遵布置
珏一。煤层，由圉４可知，距煤柱边绦７．５ ｍ左右时，围岩 变形速度达０．７８ ｍｍ／ｄ，随着距煤柱边缘距离的增加，变形速 度衰藏很快，当麾媒柱边缘２０ ｍ时，围岩变形已基本稳定， 可见，在目前采探达一４３０以上，珏一。爆层工作面同定支承压 力影响范围为∞ｍ左右，由于玛．。煤层强度较高，顶底板岩 层稳定，留堞柱护巷情况下。上下区殷巷道中对中１０ ｍ可满 足巷逋维护及生产要求。为域少煤炭损失也可采用３ ｍ左
６多煤层采准巷道布置
６．１采区上山巷道布置
采区上山布置主要有两种形式，一种是冒煤柱护巷方 法，另一种是跨上山开采。
留煤柱护巷是平顶山八矿目前主要的上山护巷方式。 其布置主要考虑如下三个方面的因素：一是本煤层前支承压 力影响；二是支承压力沿底板的传递；三是下部煤组开采的