顶板破坏区下巷道综合控制技术研究_陈晓鹏.pdf

煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 煤炭资源整合矿井工作面生产中， 回采巷道掘进 时可能会遇到上分层破坏区， 这些破坏区与巷道的位 置并不确定， 巷道掘进过程中应尽量避免穿过这些区 域[1-5]。在探测不明或必须要过的时候， 采取相应的巷 道支护方式是快速掘进通过破坏区的有效途径[6-8]。 本 文即在顶板破坏区状态下， 研究巷道掘进通过破坏区 的综合控制技术， 达到保证工作面正常开采的要求。 1工程概况 回坡底煤矿 11- 105 工作面位于矿井 556 水平， 左侧为东一采区轨道巷， 北部为 10- 107 工作面 （未 采 ） ， 南部为 11- 103 工作面 （已采） ， 西部为磊上村保 安煤柱， 上部为上分层 10- 105 工作面采空区。工作 面平均煤厚 3.3m， 平均倾角 3， 煤层结构复杂， 中下 部夹 1～2 层厚 0.3m左右的稳定夹矸， 夹矸岩性为炭 质泥岩。工作面直接顶为泥岩、 平均厚度 3.2m， 老顶 为粉砂岩、 平均厚度 3.0m， 直接底为泥岩、 平均厚度 6.5m， 矿井地质构造情况较少， 煤岩层物理力学参数 见表 1。 11- 105 工作面巷道掘进时会遇到两种不同的顶 板状态， 分别是上方残留煤柱与破碎采空区， 残留煤 柱会在煤层中形成应力集中并向底板衰减传递， 巷道 处在集中应力影响下；当上方为破碎采空区域时， 采 空区内垮落岩石较多， 围岩结构较松散， 承载能力较 差。两种结构对巷道掘进均有不同程度的影响， 需要 进行进一步研究。 表 1煤岩物理力学参数表 2不同顶板条件下巷道状态分析 针对 11- 105 掘进巷道不同顶板状况，采用 FLAC3D 建立数值进行模拟研究，模型尺寸长 宽高 60m60m60m，模型两侧为滑动支承， 底 顶板破坏区下巷道综合控制技术研究 陈晓鹏 （霍州煤电集团汾河焦煤股份有限公司回坡底煤矿 ，山西 洪洞 031600 ） 摘要 文章以回坡底煤矿破碎顶板条件下巷道控制为研究背景，研究了实体煤柱下与破碎采空区 下巷道应力变形情况， 破碎采空区下顶板完整性差， 裂隙较发育， 设计采用锚杆索与高泡水泥充填的 综合控制技术， 现场实践表明， 破碎采空区下巷道采用综合控制技术后， 顶板完整性增强， 巷道围岩变 形量可控， 完整性提高， 满足工作面生产接续需要。 关键词 破碎顶板 ； 巷道控制 ； 充填加固 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 03- 0021- 03 Research on Comprehensive Control Technology of Roadway Under Damaged Zone in Roof CHEN Xiaopeng （Huozhou coal and electricitygroup Fenhe cokingcoal Limited byShare Ltd Hui PoDi coal mine , Shanxi Hongdong 031600） Abstract Takingthe roadway control under the broken roofofthe Huipodi coal mine as the research background, the stress and deation ofthe roadway under the solid coal pillar and the broken goafis studied. The integrity ofthe lower roofofthe broken mined out area is poor and the fracture is more developed. The combined control technology of the bolt cable and the super high water material filling is designed. The field practice shows that the fracture is broken. After the comprehensive control technology is adopted in the roadway under the broken goaf, the integrity of the roof is enhanced, the deation of the roadway surrounding rock is controllable, the integrity is improved, and the production continuityneeds ofthe workingface are met. Keywords breakingroof； roadwaycontrol ； fillingreinforcement 岩性 体积模量 /GPa 剪切模量 /GPa 内摩擦角 / 抗拉强度 /MPa 内聚力 /MPa 容重 /kg m-3 细砂岩1.471.8839.22.399.22 500 泥岩3.572.4636.01.502.82 730 10 煤2.531.5927.00.300.81 420 泥岩0.130.0825.00.050.281 000 粉砂岩2.541.9038.42.002.02 630 泥岩3.772.4835.01.481.52 710 11 煤2.561.6128.00.320.81 420 泥岩3.802.7338.51.601.62 630 粉砂岩3.742.6936.01.501.62 730 21 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 部为固定支承，上部岩层作用以均布载荷的形式体 现， 围岩本构关系采用 Mohr- Coulumb 模型， 煤岩物 理力学参数按表 1 选取。巷道支护形式 顶板采用锚 网梁、 锚索联合进行支护， 顶锚杆 “六 六” 布置， 间排 距为 880mm900mm； 锚杆选用 Φ202000mm的左 旋螺纹钢锚杆； 锚索 “二 二” 布置， 锚索排距 1.8m； 帮 部采用锚网梁进行支护， 锚杆 “四 四” 布置， 间排距为 800mm900mm， 锚杆选用 Φ202000mm 的左旋螺 纹钢锚杆。 巷道顶板实体煤下与破碎采空区下的巷道围岩 应力及位移数值模拟结果如图 1～图 4 所示。 从数值 模拟结果中可以得知， 当巷道上方为实体煤时， 巷道 两侧最大垂直应力为 6.2MPa，最大应力位置为锚杆 末端， 结合巷道围岩位移分布情况可知， 此时锚杆与 围岩充分作用形成锚固体， 大大增加了巷道围岩的承 载能力， 巷道顶板垂直位移最大值为 16mm、 两帮移 近量为 30mm，围岩断面保持在一个稳定的范围内， 围岩控制效果显著； 当巷道上方为采空区时， 此时巷 道支护未采用锚索支护， 在上方采空区边缘形成应力 集中区， 垂直应力最大值达 7.2MPa， 较大的应力导致 巷道与采空区之间的顶板出现破碎状态， 因此需要采 取措施针对上方采空区进行处理以达到实体煤状态 下的应力状态， 为巷道加强支护创造有利条件。 a 垂直应力b 水平应力 图 1实体煤柱下巷道应力分布规律 a 垂直位移b 水平位移 图 2实体煤柱下位移分布规律 a 垂直应力b 水平应力 图 3采空区下应力分布规律 a 垂直位移b 水平位移 图 4采空区下位移分布规律 3破碎顶板下巷道围岩控制技术 3.1破碎采空区充填控制技术 根据上节分析， 顶板破碎采空区状态下， 单单采 取锚杆索支护是不能够达到巷道控制要求的。 存在破 碎采空区的顶板整体性较差， 裂隙发育较复杂， 存在 冒顶和冲击的风险， 可以采用高泡水泥充填破碎采空 区，增加对上方老顶的支撑力增强顶板结构完整性。 高泡水泥材料充填流程如图 5 所示。 根据巷道顶板上 方破碎带的位置及范围， 对充填区域进行划分， 将每 20m范围为一个充填单元进行钻孔作业， 钻孔排间距 为 5m， 钻孔深度 1～2m （贯通破碎带 ） ， 通过钻孔向破 碎区域注入配制的高泡水泥， 按照充填推进方向依次 填充， 直到将破碎区域充满， 并将注浆孔封闭。 图 5高泡水泥充填流程图 3.2控制效果分析 在完成充填工作后，还需对巷道围岩变形量进 行监测， 防止巷道在充填后出现大范围的沉降。 采用 精度较高的红外测距仪与十字布点法进行监测， 监 测精度要求估读到 0.5mm，布置在充填区域的测站 共 5 个， 监测周期为两个月， 监测曲线如图 6 所示。 由监测曲线可知，巷道围岩变形在前 20d 的时候变 化速率一直较大， 20～45d 之间变化速率减缓， 充填 支护完成 45d 之后，巷道无论顶底板还是两帮整体 变形均逐渐平缓， 巷道整体呈现出较稳定的状态。 整 体而言， 巷道顶底板变形幅度比两帮变形要小， 顶底 板变形峰值为 160mm、两帮变形的绝对峰值为 240mm， 说明此时顶板充填效果好， 巷道整体变形满 足设备及生产的需求，巷道顶部围岩呈现一定程度 的台阶变化， 变化速率随着时间的增加越来越小， 说 （下转第 26 页） 22 ChaoXing （上接第 22 页） 明充填效果越来越好，下沉最大值最终稳定在 9mm， 变化范围可控， 充填控制效果较好。 a 顶底板移近量b 两帮移近量c 顶板离层量 图 6围岩监测曲线 4结论 通过分析不同顶板条件下巷道状态可知， 破碎采 空区下巷道顶板完整性差， 裂隙较发育， 设计采用锚 杆索与高泡水泥充填的综合控制方法进行巷道控制， 现场实践表明巷道顶底板变形量较稳定、 两帮移近量 起伏不明显、 顶板离层量保持在可控范围内， 表明采 用该种支护方案的巷道控制效果好， 能够满足矿井工 作面生产工作要求。 参考文献 [1] 李桂臣. 软弱夹层顶板巷道围岩稳定与安全控制研究 [D]. 中国矿业大学, 2008. 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[8] 张晓鹏, 张盛, 侯宏涛. 回坡底矿近距离煤层回采巷道布 置方式的确定[J]. 煤炭技术, 2015, 34677- 80. 作者简介 陈晓鹏， 男， 1988 年 10 月出生， 汉族， 山西霍州人， 2014 年毕业于太原理工大学采矿工程专业， 本科学历， 助理工程 师， 现任霍州煤电集团汾河焦煤股份有限公司回坡底煤矿技 术员。（收稿日期 2018- 6- 22） 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 压力作用下， 围岩裂隙发生扩展； 4 号、 5 号和 7 号钻 孔内水压力随时间增长出现一定的升降变化，表明 该处煤岩体表现为各向异性和非连续性； 2 号钻孔 内水压力随时间变化持续上升，表明该处煤岩体所 处地应力环境异常或钻孔裂纹扩展反向与煤岩体结 构面垂直所致。 通过水压致裂坚硬老顶后， 8106 工作面初次来 压步距为 51.6m， 支架动载系数为 1.75， 水压致裂前 平均周期来压步距为 18.7m，支架平均动载系数为 1.69；水压致裂后，前三次周期来压步距分别为 16.4m、 16.2m、 17.7m，支架平均动载系数减小到 1.53。表明通过水压致裂可使工作面上覆顶板得到 一定程度的弱化， 周期来压步距和强度都得到减小。 5106 顺槽超前支护段内顶板基本无下沉， 巷道变形 量较小， 支护效果良好， 表明水压致裂可起到切顶卸 压护巷的作用。 4结论 通过矿压观测总结了坚硬顶板矿压显现规律， 并 提出通过水压致裂解决坚硬顶板情况下的强矿压问 题， 在同忻矿 8106 工作面现场工业性试验结果表明， 水压致裂不但使工作面来压步距和强度得到减小， 同 时起到切顶护巷作用， 技术及经济效益明显。 参考文献 [1] 黄炳香,赵兴龙,陈树亮,刘江伟.坚硬顶板水压致裂控制 理论与成套技术[J].岩石力学与工程学报,2017,36 （12） 2954- 2970. [2] 王爱国.同忻矿特厚煤层坚硬顶板水压致裂技术[J].煤矿 安全,2015,46 （03） 54- 57. [3] 刘长友,杨敬轩,于斌,杨培举.多采空区下坚硬厚层破断 顶板群结构的失稳规律 [J]. 煤炭学报,2014,39 （03） 395- 403. 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