砂岩顶板薄煤层沿空留巷支护技术_段会强.pdf

砂岩顶板薄煤层沿空留巷支护技术 段会强1，杨士超2，王艳艳3 1. 山东科技大学 矿业与安全工程学院，山东 青岛 266590;2. 山东新阳能源有限公司 生产技术科，山东 济南 251400; 3. 山东省煤炭技术服务有限公司，山东 济南 250000 ［ 摘 要］针对砂岩顶板条件下采煤工作面沿空留巷围岩变形大、支护难等问题，通过数值模 拟软件模拟了沿空留巷围岩变形及应力分布特点，并对沿空留巷围岩变形控制进行了分析。提出了采 用 “锚杆锚索”的巷内基本支护和单体液压支柱作加强支护限制顶底板移近，对充填体补打支护锚 杆限制充填体向巷道方向的横向运动的支护方法，并进行了现场试验。试验结果表明，采用该技术 后，巷道围岩变形得到了有效控制，为工作面的正常生产创造了条件。 ［ 关键词］砂岩顶板;薄煤层;沿空留巷;充填体支护 ［ 中图分类号］ TD353［ 文献标识码］ A［ 文章编号］ 1006- 6225 201505- 0046- 04 Supporting Technology of Retaining Roadway along Gob in Thin Coal- seam under Sand Roof DUAN Hui- qiang1，YANG Shi- chao2，WANG Yan- yan3 1. Mining ＆ Safety Engineering School，Shandong University of Science ＆ Technology，Qingdao 266590，China; 2. Mining Technology Section，Shandong Xinyang Energy Co. ，Ltd. ，Jinan 251400，China; 3. Shandong Provincial Coal Technology Service Co. ，Ltd. ，Jinan 250000，China AbstractIn order to solve the problem of large deation and difficult supporting in roadway retained along gob under sand roof， applying numerical software to simulating surrounding rock deation and stress distribution characteristics and analyzing deation controlling. It was put forward that applying basic supporting of“anchored boltcable”and strengthening supporting of single- props to reducing convergence of roof and floor，and adding anchored bolt to restrict horizontal movement of stowing body. Field test showed that surrounding rock deation was controlled effectively，which provided condition for normal mining. Keywordssand roof;thin coal- seam;retaining roadway along gob;supporting of stowing body ［ 收稿日期］ 2015－01－07［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2015. 05. 013 ［ 作者简介］ 段会强 1986－ ，男，山东临朐人，在读博士研究生，主要从事矿山压力与岩层控制方面的研究工作。 ［ 引用格式］ 段会强，杨士超，王艳艳 . 砂岩顶板薄煤层沿空留巷支护技术 ［ J］ . 煤矿开采，2015，20 5 46－49，10. 沿空留巷技术是煤矿开采的重大变革，它不仅 能够较好地实现无煤柱护巷，还能充分回采煤炭资 源，提高煤炭资源采出率，延长矿井服务年限，减 少巷道掘进量，缓解采掘接替矛盾，防止出现孤岛 工作面，而且还能实现 Y 型通风，是治理工作面 瓦斯超限问题的有效途径，为煤矿生产带来了巨大 的经济效益 ［1 ］。我国很多学者也对沿空留巷进行 了比较系统地研究，比如漆泰岳 ［2 ］等对在不同围 岩条件下由基本顶断裂时所引起的整体浇注护巷带 的支护强度和变形能力进行了较为深入地研究，提 出了能使沿空留巷巷道保持稳定的整体浇注护巷带 的支护强度与变形的理论计算方法。权景伟 ［3 ］等 分析了沿空留巷巷内支护存在的问题，从提高巷道 围岩自身强度及巷内支护对顶板支撑力出发，提出 了沿空留巷巷内采用锚杆支护技术。本文以济阳煤 矿 2107S 采煤工作面沿空留巷为工程背景，采用理 论分析、数值模拟等对采煤面沿空留巷围岩变形机 理及控制技术进行分析、研究，提出沿空留巷围岩 控制方案，并进行工程试验。 1沿空留巷工程地质条件 沿空留巷试验选择在 2107S 采煤工作面材料 巷，巷道顶板标高－372. 6 ～ －415. 3m，走向长度 952m，巷道为Ⅲ类围岩，采用矩形断面，巷道掘 宽 4. 1m，掘高 2. 55m，净宽 3. 8m，净高 2. 4m， 巷道左侧为 2107S 工作面，右侧为实体煤。工作面 开采煤层为 1 号煤层，平均煤厚 1. 0m，煤层倾角 平均 6，可采性指数为 1. 0，煤层采高 1. 3m，巷 旁充填段工作面采高适当放宽至 1. 5m。工作面直 接顶为细粒砂岩，厚 1. 10m，f 4. 5。基本顶为中 粒、细粒砂岩，厚度 3. 5m，坚硬性脆，裂隙发育， f5. 2。直接底为细粒砂岩，厚度 1. 90m，含植物 化石，f 4. 3。老底为中粒、细粒砂岩，厚 度 11. 3m，以深灰色细砂岩为主，f 5. 1。在 2107S 工作面回采过程中，2107S 材料巷进行沿空留巷为 下一工作面服务。 64 第 20 卷 第 5 期 总第 126 期 2015 年 10 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 20No. 5 Series No. 126 October2015 ChaoXing 2沿空留巷围岩位移及应力分布特征 2. 1模型建立 计算模型以 2107S 材料巷沿空留巷为依据，并 采用 FLAC3D数值模拟软件进行分析。根据工程实 际情况及本次数值模拟目的，计算范围选取 1 号煤 层基本底至基本顶之间的煤岩层。计算模型采用标 准坐标系并作如下规定与巷道走向垂直方向定义 为 x 方向，巷道走向方向定义为 y 方向，铅直方向 定义为 z 方向。其中基本底中粒、细粒砂岩取 20m;直接底细粒砂岩取 2m;煤层厚度取 1m;直 接顶细粒砂岩取 1m;基本顶中粒、细粒砂岩取 4m，工程地质结构模型上部覆岩填充 72m，工作 面采高取 1. 5m，最终数值计算模型尺寸为 200m 100m100m。煤岩层按水平状态考虑，模型上表 面施加垂直的均布载荷，其他表面采用固定端约 束，以 Mohr－Coulumb 准则作为判断围岩破坏的依 据。 2. 2模拟结果分析 FLAC3D模拟的沿空留巷工作面围岩变形及应 力分布情况如图 1 所示 左侧为采空区，右侧为 实体巷帮 。 从图 1 中可以看出，垂直位移中，采空区一侧 充填体处顶板下沉量比实体巷帮一侧顶板下沉量 大，同时在巷道底板出现了较大的底鼓现象。水平 位移中，采空区一侧充填体处的变形量明显大于实 体巷 帮 一 侧，充 填 体 一 侧 最 大 水 平 位 移 可 达 175mm，而实体巷帮一侧的最大水平位移达到 70mm。在垂直应力中，实体巷帮一侧垂直应力显 著增加，并在深入巷帮 2m 处产生了应力集中，达 到了 18MPa，而巷道所处采深正常垂直应力应在 10MPa 左右，应力集中系数达到了 1. 8;巷道顶底 板范围内围岩处于应力降低区，说明该范围内的岩 体发生了塑性破坏。从水平应力云图也可以看出， 充填体侧及实体巷帮也有应力降低区出现，说明此 处也发生了塑性破坏。通过分析可以看出，沿空留 巷的围岩变形控制问题明显比常规工作面困难。 3沿空留巷围岩变形控制分析 1工作面开采后，随着采空区被冒落矸石 充满，沿空留巷基本顶在自身及上覆岩层重力作用 下将会旋转下沉，此时在实体巷帮煤体内将出现塑 性区，并且顶板会以煤体弹塑性交界处为旋转轴发 生旋转下沉，进而引起充填体压缩、巷道变形。在 达到抗拉极限后，基本顶一端沿煤体弹塑性交界线 图 1沿空留巷围岩位移、应力 断裂，另一端在采空区触矸，此时形成 “内应力 场” ［4－5 ］。因此将巷道布置在内应力场范围内，是 保证沿空留巷成功的关键。 2在进行巷道支护设计时，应根据不同的 围岩条件编制不同的支护设计方案。由于本工作面 开采煤层回采巷道围岩为Ⅲ类，因此应采用锚杆支 护 ［6 ］。同时沿空留巷是一种大变形巷道，通过数 值模拟证明巷道围岩存在较大范围的塑性区，为有 效控制围岩变形，应采用锚网索支护［7 ］。 3巷旁充填体的作用在于支承采空区侧顶 板，与实体巷帮共同承受上覆岩层压力，减小顶板 下沉，保持巷道形状。因此在巷旁充填后应采取有 74 段会强等砂岩顶板薄煤层沿空留巷支护技术2015 年第 5 期 ChaoXing 效措施进行补强，保证其长期稳定性。由于工作面 顶板 f 值都在 4. 3 以上，因此沿空留巷巷旁充填支 护前期应当适当让压给围岩一定的变形空间释放其 能量，后期应当具备较强的抵抗变形能力保证巷道 稳定，即具有 “前期让压－后期抗压” ［8 ］的特点。 由于矸石具有柔性可缩、后期残余强度高的特征， 可作为充填材料进行试验。 4工程实践及应用 根据数值模拟分析和围岩变形控制分析，结合 邻近工作面现场施工经验，在原有支护设计基础上 进行优化。 4. 1沿空留巷支护设计 4. 1. 1巷内基本支护 采用规格 L 18mm 1800mm/2000mm 的金属全螺纹钢锚杆，杆体抗拉强度 235kN;L 17. 8mm6000mm 的高强度、低松驰 Ⅱ级粘结 式 17 钢绞线，延伸率≥3. 5，最低破断负荷 353kN;配 M 型钢带、金属菱形网、托盘等支护材 料。顶板奇数排支护布置 5 根锚杆，锚杆间排距 900mm1000mm;偶数排支护布置 2 根锚索加 3 根 锚杆，锚杆、锚索交错布置;巷道右帮布置 3 根锚 杆，锚杆间排距 1100mm1000mm;左帮布置 2 根 锚杆，锚杆间排距 900mm1000mm。每根锚杆采 用 2 只 MSCKb28/33 树脂锚固剂加长锚固，设计锚 固力 120kN，预紧力矩不低于 300Nm。每根锚索 采用 5 只 MSCKb28/33 树脂锚固剂加长锚固，设计 锚固力 200kN，张拉预紧力 80～100kN。具体支护 设计见图 2。 4. 1. 2巷旁支护 充填区域顶板支护采用 “锚杆钢带金属 网”支护方式。锚杆采用 L18mm1600mm 的 金属全螺纹钢等强锚杆，锚杆间排距 900mm 1000mm。每排钢带与巷道钢带压茬 300mm。顶板 铺设金属网。 巷旁充填支护前，首先在底板铺 1 层塑料网， 然后沿着底板硬台垒砌 1 条宽 2. 5m 的矸石带，在 矸石带高度达到 0. 6m 后，将剩余塑料网反折，随 后再平铺第 2 层塑料网并垒砌矸石袋，当距顶板 0. 3m 时，停止垒袋，将第 2 层塑编网反折，反折 后在顶板与塑料网之间的空隙继续充填矸石直至接 实顶板。垒砌后的充填体外侧面必须垂直顶底板成 一平面。在充填体压实后，补打支护锚杆，锚杆规 格为直径 18mm，长度 1600mm 的全螺纹钢等强锚 杆，用 2 只 MSCKb28/33 树脂锚固剂加长锚固，配 M－145－3. 25－1200 型钢带、120mm120mm8mm 方形托盘、配套螺母支护。锚杆间排距 800mm 4000mm，每排 2 根 锚 杆，第 1 根 锚 杆 距 顶 板 300mm。巷旁充填体加固设计见图 3。 图 2沿空留巷支护设计 图 3巷旁充填体加固设计 4. 1. 3巷内加强支护 在距巷帮 0. 95m 处各支设 1 排单体液压支柱 配铰接顶梁做加强支护，沿空侧支柱服务时间为工 作面开采全过程;实体煤帮一侧加强支柱在滞后工 作面长度超过 2 个周期来压步距后撤除。沿空留巷 全断面支护设计见图 4。 84 总第 126 期煤矿开采2015 年第 5 期 ChaoXing 图 4沿空留巷全断面支护设计 4. 2沿空留巷支护效果 4. 2. 1沿空留巷测站布置 为对沿空留巷支护可靠程度做出合理评价，在 2107S 材料巷沿空留巷段每 5m 设置 1 测站，对巷 道的顶底板移近量、两帮移近量等进行观测。测站 布置见图 5。 图 5沿空留巷测站布置 4. 2. 2沿空留巷围岩变形分析 由于沿空留巷各测站变形规律基本相同，选取 有代表性 4 号、9 号测站的位移曲线说明沿空留巷 围岩变形规律，4 号、9 号测站位移曲线见图 6。 图 6沿空留巷围岩变形曲线 从图 6 中可以看出，巷道顶底板移近主要由底 鼓引起，当测站距工作面在 15m 范围内时，测站 处顶底板移近速度最快，最大移近量可达 168mm， 其中底鼓量 124mm，占总变形量的 73. 8;在经 历初期剧烈变化之后，顶底板移近变形总体趋缓。 当测站距工作面在 20m 范围内时，测站处两帮移 近量变形较小;当距离工作面超过 30m 后，两帮 移近量开始显著增长，在变形增长到一定程度后， 移近量趋缓;在距离工作面超过 100m 后，沿空留 巷围岩变形进入缓慢蠕变状态。通过图 6 还可以看 出，沿空留巷首先发生的是顶底板变形，其次是两 帮变形，也就是说两帮变形滞后于顶底板变形，造 成这种现象的原因是巷旁充填体具有一定的压缩 率，顶板在上覆岩层重力作用下回转下沉，充填体 首先发生纵向压实，此阶段围岩变形以顶板下沉为 主;充填体压实后，开始产生横向变形，为限制充 填体向巷道方向的横向位移，按照间排距 800mm 4000mm 对充填体补打锚杆进行了支护，因此巷道 两帮移近量较小。 4. 3沿空留巷日常维护 从图 6 可以看出，即使沿空留巷围岩进入缓慢 蠕变阶段，但是长时间后总的变形量仍然很大，因 此，为保证巷道能够正常使用，须对沿空留巷做一 些日常维护工作。巷道的日常维护工作以卧底、改 柱为主，顶、帮补打锚杆加强支护为辅。根据现场 维护工作中的经验，总结出以下注意事项。 1卧底不能过于频繁。每一次卧底都会造 成底板应力的急剧波动，引起一定时间段内的底鼓 变形速率增加。因此，只有当底鼓量超过 0. 35m 或巷道高度低于 1. 9m 时，才可进行卧底。 2顶底板移近量、两帮移近量很大及围岩 破碎地段，必须补打顶、帮锚杆或者锚索补强围 岩，必要时加大巷内加强支护强度。 3沿空留巷低洼处容易积水，长时间的积 水会软化围岩，加剧巷道变形。因此，应加强留巷 段日常的巡查和排水工作。 4. 4经济效益 通过沿空留巷，少掘 1 条巷道，多回收了 10m 煤柱。掘巷成本 2650 元/m，留巷成本 750 元/m， 每米巷道可节约 1900 元。矿井年回采进尺为 5600m，年节约生产成本 1064 万元。煤炭密度为 1. 35t/m3，年均售价为 460 元/t，则每年可增加煤 炭销售收入 3477. 6 万元，具有显著的经济效益。 5结论 1数值模拟表明，垂直应力在沿空留巷实 体巷帮 2m 处产生了应力集中，应力集中系数达到 了 1. 8;沿空留巷围岩塑性区范围较大，给巷道支 下转 10 页 94 段会强等砂岩顶板薄煤层沿空留巷支护技术2015 年第 5 期 ChaoXing 3采空区密闭墙系统构筑技术在邢东矿 1127 工作面的成功应用，验证了采空区密闭墙系 统构筑技术的可行性，也证明了采空区密闭墙墙体 和其周围煤岩的耦合作用的原理模型的正确性。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 何满潮，谢和平，彭苏萍，等． 深部开采岩体力学研究 ［J］ ． 岩石力学与工程学报，2005，24 16 2803－2813. ［ 2］ 钱鸣高，石平五，许家林． 矿山压力与岩层控制 ［M］ ． 徐州 中国矿业大学出版社，2010. ［ 3］ 姜福兴，莫自宁． 煤矿新型化学材料密闭墙快速构筑技术 ［J］． 煤炭科学技术，2006，34 6 7－9. ［ 4］ 赵涛，李雨成，王 珺． 矿用新型密闭材料的优选及其在寺 河矿密闭墙中的应用 ［ J］． 金属矿山，2009 S 367 －370. ［ 5］ 黄玉诚，宋红华，林天埜，等． 膨胀充填防火密闭墙构筑技术 及应用 ［J］． 中国矿业，2014，23 7 130－132. ［ 6］ 刘华峰，王正辉． 新材料注浆加固封堵永久密闭墙技术的应用 ［ J］． 矿业安全与环保，2013，40 4 87－90. ［ 7］ 李万捷，申迎华． 煤矿井下用聚氨酯密闭材料的性能研究 ［ J］． 煤炭转化，2003，26 4 76－78. ［ 8］ 蔡艺华，王飞． 煤矿井下采空区密闭墙相关问题的探讨 ［ J］． 煤炭技术，2004，23 3 63－65. ［ 9］ 孙恒虎，黄玉诚，杨宝贵． 当代胶结充填技术 ［M］． 北京 冶金工业出版社，2002. ［ 10］ 黄玉诚，靳建顺，耿向慧，等． 泵送充填构筑密闭墙技术的 应用 ［ J］ ． 煤矿安全，2010 4 34－35. ［ 11］ 黄德发，王宗敏，杨彬，等． 地层注浆堵水加固施工技术 ［ M］ ． 徐州中国矿业大学出版社，2003. ［ 12］ 张农． 巷道滞后注浆围岩控制理论与实践 ［M］ ． 徐州中 国矿业大学出版社，2004. ［ 13］ 张国枢． 通风安全学 ［M］ ． 徐州中国矿业大学出版社， 2011.［责任编辑徐乃忠］ 檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿 上接 49 页 护带来了较大困难。 2巷旁矸石充填采用锚杆进行补强，有效 保证了巷旁充填体的稳定并减少了其横向位移。优 化后的方案较好地控制了巷道围岩变形，能满足下 一工作面生产的需要。 3采用沿空留巷开采，减少了巷道掘进率 和支护成本，提高了煤炭的采出率，提高了矿井经 济效益，也实现了资源的合理开发。在条件适合的 矿井应推广应用该技术。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 华心祝 . 我国沿空留巷支护技术发展现状及改进建议 ［J］ . 煤炭科学技术，2006，34 12 78－81. ［ 2］ 漆泰岳，郭育光，侯朝炯 . 沿空留巷整体浇注护巷带适应性 研究 ［J］ . 煤炭学报，1999，24 3 256－260. ［ 3］ 权景伟，柏建彪，种道雪，等 . 沿空留巷锚杆支护技术研究 及应用 ［ J］ . 煤炭科学技术，2006，34 12 60－61，68. ［ 4］ 谭云亮，吴士良，尹增德，等 . 矿山压力与岩层控制 ［M］ . 北京煤炭工业出版社，2008. ［ 5］ 文志杰 . 无煤柱沿空留巷控制力学模型及关键技术研究 ［D］ . 青岛山东科技大学，2011. ［ 6］ 刘玉堂，侯朝炯，姚建国，等 . 我国缓倾斜、倾斜煤层回采 巷道围岩稳定性分类方案 ［J］ . 煤炭科学技术，1988，16 6 2－6. ［ 7］ 康红普，牛多龙，张镇，等 . 深部沿空留巷围岩变形特征 与支护技术 ［J］ . 岩石力学与工程学报，2010，29 10 1977－1987. ［ 8］ 宁建国，马鹏飞，刘学生，等 . 坚硬顶板沿空留巷巷旁 “让－ 抗”支护机理 ［ J］ . 采矿与安全工程学报，2013，30 3 369－374.［责任编辑林健］ 檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿檿 上接 79 页 ［ 3］ 宋振骐，卢国志，夏洪春 . 一种计算采场支承压力分布的新 算法 ［J］ . 山东科技大学学报 自然科学版 ，2006，25 1 1－4. ［ 4］ 谢广祥，王磊 . 工作面支承压力采厚效应解析 ［J］ . 煤炭 学报，2008，4 4 361－363. ［ 5］ 李树刚，林海飞，成连华 . 综放开采支承压力与卸压瓦斯运 移关系研究 ［J］ . 岩石力学与工程学报，2004，23 19 3288－3291. ［ 6］ 李学臣 . 卸压带抽放煤层瓦斯技术在回采工作面的应用 ［J］ . 煤矿安全，2012，39 1 4－7. ［ 7］ 付江伟，蒋玉玺 . 单一低透气性煤层卸压带瓦斯抽采技术 ［J］ . 煤矿安全，2011，42 6 26－29. ［ 8］ 付江伟，傅雪海，蒋玉玺 . 单一低透气性煤层卸压带瓦斯抽 采的基础研究 ［J］ . 矿业安全与环保，2012，39 1 4－7. ［ 9］ 廖志强，陈东春，刘鑫 . 采煤工作面卸压带宽度确定及分 析 ［ J］ . 能源技术与管理，2012 3 18－22. ［ 10］ 吴世跃，郭勇义 . 注气开采煤层气增产机制的研究 ［J］ . 煤 炭学报，2001，26 2 199－203. ［ 11］ 张兵兵，杨胜强，鹿存荣，等 . 主动测压法测定煤层瓦斯压 力中补偿气体的选择 ［J］ . 煤 炭 科 学 技 术，2011，39 10 62－64. ［ 12］ 杨宏民，张铁岗，王兆丰，等 . 煤层注氮驱替甲烷促排瓦斯 的试验研究 ［J］ . 煤炭学报，2010，35 5 792－796. ［ 13］ 杨宏民，张书金，王兆丰 . 注气配合超前排放孔局部防突措 施 ［J］ . 煤矿安全，2011，42 3 34－36. ［责任编辑施红霞］ 01 总第 126 期煤矿开采2015 年第 5 期 ChaoXing