综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护_梅星.pdf

综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护 梅星，何富连 中国矿业大学 北京资源与安全工程学院，北京 100083 ［ 摘 要］针对综放沿空掘巷顶煤稳定性差这一问题，建立了顶煤稳定性力学模型，研究了巷 道顶煤破裂的判别条件及巷道上覆岩层的运动规律，在此基础上提出了综放沿空掘巷不对称支护的理 念，结果表明 综放沿空掘巷巷道顶煤稳定性存在 3 种类型 即顶煤几乎不开裂、开裂比较频繁和开 裂频率很高。顶煤开裂位置在巷道顶板中心偏煤柱侧，裂缝处的巷道顶板经历着 “冒漏 － 回转挤压 － 冒漏”的往复过程，巷道顶板的支护设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。工业性试验表明不对称支 护对综放沿空掘巷有较好的控制效果。 ［ 关键词］沿空掘巷; 顶煤稳定性; 不对称支护 ［ 中图分类号］ TD353［ 文献标识码］ A［ 文章编号］ 1006- 6225 2016 01- 0059- 04 Top Coal Stability and Asymmetrical Supporting of Roadway that Driving along Goaf with Fully Mechanized Top Coal Caving MEI Xing，HE Fu- Lian College of Resources ＆ Safety Engineering，China University of Mining ＆ Technology Beijing ，Beijing 100083，China Abstract In order to solve the problem of top coal instability of roadway driving along goaf with fully mechanized top coal caving face， a mechanical model of top coal stability was conducted to uate the criterions of top coal broken and overlying strata movement law， then asymmetrical supporting idea was put forward. The results showed that top coal stability style in roadway that driving along goaf with fully mechanized top coal caving face included three types，which was almost no cracking，cracking more frequent and cracking very frequently. The position of top coal crack that located in the center of roof，which close to the coal pillar，the roadway roof near the crack point experienced the process of “collapse- rotary extrusion- collapse” ，the supporting designing of roadway roof should be an asymmetrical supporting that close to the coal pillar. Industrial test indicated that asymmetrical supporting achieved great controlling effect for roadway along goaf with fully mechanized top coal caving face. Keywords roadway driving along goaf; stability of top coal; asymmetrical supporting ［ 收稿日期］ 2015 －09 －24［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11 －3677/td. 2016. 01. 016 ［ 基金项目］ 国家自然科学基金资助项目 51234005 ; 中央高校基本科研业务费专项资金资助 No. 2010YZ02 。 ［ 作者简介］ 梅星 1988 － ，男，河南郑州人，博士研究生，主要从事矿山压力及其控制的研究。 ［ 引用格式］ 梅星，何富连 . 综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护 ［ J］ ． 煤矿开采，2016，21 1 59 －62，32. 目前，留设区段煤柱保护回采巷道仍是国内多 数煤矿的主要护巷方法，国外许多国家也是如此。 区段煤柱留设对巷道保护起到了关键作用，但也损 失了大量的煤炭资源。据统计，综放开采中工作面 外的煤炭损失占采区总损失的 61，而区段煤柱 的损失量就占到了 36. 7，且随区段煤柱宽度的 增大而增加 ［1 ］。为提高煤炭采出率，沿空掘巷技 术在综放开采中越来越受到重视。 20 世纪 50 年代，国内已有个别矿井使用沿空 掘巷技术; 70 年代，开滦、潞安、阳泉等矿区先 后进行了沿空掘巷技术的现场试验，取得了许多珍 贵资料; 80 年代初期，沿空掘巷巷道围岩变形特 征为研究者们所认知; 90 年代，随着锚杆支护技 术的大面积推广应用，极大地促进了沿空掘巷技术 的发展 ［2 ］; 进入到 21 世纪，许多学者围绕着沿空 掘巷、特别是在综放条件下沿空掘巷开展了大量的 研究工作，得出了许多有价值的结论。侯朝炯、李 学华 ［3 ］提出了综放沿空掘巷围岩 “大小结构”观 点，对沿空掘巷围岩失稳机理和控制原理做出了重 要论述，一定意义上为沿空掘巷围岩控制技术奠定 了理论基础。柏建彪 ［4 ］建立了沿空掘巷基本顶弧 形三角结构的力学模型，阐释了弧形三角结构稳定 性原理及其对沿空掘巷的影响，得出了综放沿空掘 巷外部围岩稳定条件。总结前人的研究成果 ［5 －11 ］， 研究主要集中于弧形三角块结构和煤柱，而对于顶 煤的研究较为少见。顶煤既是天然的承载体，同人 工支护体一起影响着上覆岩层的应力状态及运移规 律，又是主要的支护对象，为矿压显现的直接场 所，因而对顶煤的研究十分必要。 本文在建立综放沿空掘巷顶煤稳定性分析力学 95 第 21 卷 第 1 期 总第 128 期 2016 年 2 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 21No. 1 Series No. 128 February2016 模型的基础上，得出了顶煤的 3 种赋存状态及顶板 的活动规律，并首次提出了综放沿空掘巷不对称支 护的理念，在 20103 运输平巷成功进行了现场工业 性试验，取得了理想的控制效果。 1顶煤稳定性分析及不对称支护理念 1. 1顶煤稳定性力学模型 在综放沿空掘巷过程中，当巷道掘出后，上覆 岩层的赋存状态如图 1 所示。抽象出巷道顶煤的力 学模型，如图 2，巷道顶煤左端可视为固支，鉴于 在生产实际中煤柱两侧的破裂区宽度之和一般为 6 ～10m［12 ］，两侧破裂区已完全贯通或接近贯通， 可将右端约束视为可动铰支座。 图 1综放沿空掘巷上覆岩体的结构模型 图2综放沿空掘巷顶煤稳定性分析力学模型 移除多余约束支座 B，利用变形比较法建立补 充方程 ωB ωBq ω BF 1 其中 ωBq － ql4 8EI 2 ωBF FByl3 3EI 3 式中， ωB为 B 端面的挠度; q 为自重及上覆岩层对 顶煤的载荷; FBy为多余支反力; ωBq为载荷 q 引起 B 端面的挠度; ωBF 为FBy引起 B 端面的挠度; l 为巷 道宽度; E 为顶煤的弹性模量; I 为顶煤横截面对中 性轴的惯性矩。 将 2 、 3两式代入 1 解得多余支反力 FBy 3ql 8 4 利用叠加原理求顶煤的弯矩 M x Mq x MFBy x 5 其中 Mq x EIω″q 6 MFBy x EIω″FBy 7 ωq x FByx2 6EI 3 l － x 8 ωFBy x － qx2 24EI x2 6l2－ 4 lx 9 式中， M x 为顶煤的弯矩函数; Mq x 为载荷 q 引 起顶煤的弯矩函数; MFBy x 为FBy引起顶煤的弯矩 函数; ωq x为 载 荷 q 引 起 顶 煤 的 挠 度 函 数; ωFBy x 为 FBy引起顶煤的挠度函数。 将 6 、 7 、 8 、 9 4 式代入 5得 M x － q 2 x2 5ql 8 x － ql2 8 10 由于 x 为 M x 的一元二次函数，易知当 x 5 8 l 时取最大值 Mmax 9ql2/128 11 σmax Mmax/Wz 27ql2/64bh2 12 式中，Wz为顶煤梁的抗弯截面模量; b 为顶煤梁 的宽度，取 1; h 为顶煤梁的厚度。 考虑到采矿工程特性，在长度达到几千米的巷 道中，不可避免地存在影响围岩力学性质的地质构 造，且岩体性质在不受构造影响时在整条巷道也不 是完全相同，则顶煤赋存状态为以下 3 种类型 σmax≤ 0. 9σb 13 0. 9σb＜ σmax＜ 1. 1σb 14 σmax≥ 1. 1σb 15 式中， σmax为顶煤的最大拉应力; σb为顶煤的抗拉 强度。 在式 13条件下，巷道顶煤几乎无开裂现 象，仅在受特殊地质条件影响段开裂;在式 14 条件下，巷道顶煤开裂现象频繁，开裂位置在距巷 道顶板中心 l /8 处偏煤柱侧，而在巷道围岩性质相 对较强段无裂缝;在式 15条件下，巷道顶煤 开裂现象频率很高，巷道大范围地出现裂缝，开裂 位置在距巷道顶板中心 l /8 处偏煤柱侧。在后两种 情况下，顶板中部偏煤柱侧出现裂缝后，随着裂缝 的扩展，裂缝贯通顶煤，沿巷道轴向的扩展使某些 相邻的裂缝相互贯通，形成长裂缝。由于裂缝周围 损伤煤体的破碎冒漏，给了顶煤水平运移和变形的 空间，破坏了顶煤上覆结构的平衡状态，引起基本 顶的回转，基本顶的回转又加重了顶煤裂缝处的挤 压。裂缝处为应力集中区，加之裂缝附近煤体均为 06 总第 128 期煤矿开采2016 年第 1 期 损伤煤体，因而裂缝处的挤压极易导致新的冒漏出 现。巷道顶板经历着 “冒漏 － 回转挤压 － 冒漏” 的往复过程，直至形成长期稳定的平衡。 1. 2不对称支护理念 传统的矩形回采巷道支护设计中，顶板支护通 常是关于巷道中心线的轴对称设计，或者为迈步设 计，其实质是关于巷道中心线某点的中心对称设 计，这对于缓斜煤层且煤柱宽度较大的巷道是适宜 的。由图 1 及上文的计算结果可以发现，沿空巷道 上覆岩体的结构、性质存在着明显的差异性，这种 差异性导致沿空掘巷中应力场表现出强烈的不对称 性。煤层层位中，巷道左侧为实体煤，右侧为窄煤 柱，紧接着为未放煤体和散体矸石;直接顶层位 中，左侧为完整的直接顶，右侧则出现了宏观裂 缝，紧接着为散体矸石; 基本顶层位中，左侧为完 整基本顶，而右侧为砌体梁结构。由前文的计算中 也能看出，顶煤的开裂也发生在偏向煤柱侧，式 10的弯矩函数并未关于巷道顶板中心线对称。 在煤柱宽度较大的情况下，这种差异性表现得不够 明显，采取对称的支护设计也是合理的，然而，沿 空掘巷时煤柱很窄，因而在巷道设计中顶板和两帮 在支护形式、支护强度和支护密度等方面应当存在 合理的差异性，巷道顶板的支护设计应是适当靠近 煤柱侧的偏心设计。 2工程实例应用 2. 1工程概况 某矿 20103 工作面的北部为 20105 工作面采空 区，20105 工作面为综放开采。两工作面间的区段 煤柱为矿井首个 8m 宽煤柱，此前的区段煤柱宽度 均为 19. 4m。20103 工作面的南部为尚未开采的 20101 工作面，东部为中央回风大巷、中央胶带大 巷和中央辅运大巷，工作面布置见图 3。 图 3 20103 工作面位置示意 20103 工作面煤层赋存稳定，钻孔揭露煤层厚 度 5. 95m。煤层结构较复杂，一般含 1 ～ 2 层炭质 泥岩、泥岩夹矸。20103 工作面基本顶为粉砂岩， 厚 12. 80m; 直接顶为砂质泥岩，厚 1. 21m;直接 底为泥岩，厚 1. 52m;之下有一层 0. 48m 厚的煤 层，老底为粉砂岩，厚 6. 83m。 20103 工作面运输平巷在 20105 工作面回采结 束后掘进，为矩形断面，断面规格为 5600mm 3550mm 宽 高 ，巷道长度为 1490m。20103 工 作面运输平巷采用 “锚索桁架 单体锚索 锚杆 钢筋网”联合支护方式，顶板为对称的支护设 计。锚索桁架为专用连接器连接的新型预应力锚索 桁架，每排单体锚索用一根 W 钢带连接。 2. 2顶煤矿压显现及分析 巷道掘进到 580m 时，通过对 20103 运输平巷 0 ～560m 范围内的调研发现，巷道矿压显现强烈段 频率很高，占到整个调研段的 52. 6。距巷道顶 板中部约650 ～800mm 偏煤柱侧出现裂缝，共计27 条，最长裂缝沿巷道轴向延伸 14. 6m，顶板整体性 较差，局部破碎，变形严重，部分区域出现冒顶， 冒顶高度 1 ～ 1. 5m，W 钢带挤弯现象频繁、部分 折断，锚索桁架多架松脱失效，且在重新张紧后不 久便再次发生松脱;巷道煤柱帮侧变形量相对较 大，局部区域网兜明显，个别区域出现片帮，最大 片帮深度超过 1. 2m;实体煤帮侧变形稍小，巷帮 表面煤体较破碎，变形和扩容现象明显，局部区域 发生片帮，片帮深度在 0. 6 ～ 0. 9m 之间。矿压显 现表现出明显的不对称性，顶板及两帮矿压显现剧 烈段绝大多数于顶煤开裂段。 由基本顶上载荷的计算公式及砌体梁理论 ［13 ］ 可以求得， q 为 101. 7kPa，代入式 12得 σmax为 0. 23MPa σb为 0. 21MPa ，可知 20103 运输平巷 顶煤为第二种类型，因而在顶板中部偏煤柱侧多处 存在裂缝。由于巷道顶板经历着 “冒漏 － 回转挤 压 － 冒漏”的往复过程，巷道顶煤不断向裂缝处 内移，这也就解释了锚索桁架在重新张紧后不久就 松脱的现象，W 钢带也因为自身刚性较大，不能 与顶煤协调变形，而被挤弯乃至折断。锚索桁架的 失效使顶板的支护大打折扣，加上 W 钢带的失效 使原本连接起来的单体锚索丧失了整体性，导致矿 压显现十分剧烈。 2. 3不对称支护方案及应用效果 20103 运输平巷在未经历本工作面回采的影响下 矿压显现已经十分强烈，为保证安全生产，有必要对 580 ～1490m 段的巷道支护重新设计。鉴于巷道矿压显 现的不对称性，设计采用 “ 锚梁桁架 锚索桁架 锚 杆 钢筋网”的不对称支护设计。由于锚索桁架会出 现松脱，设计中仅少量使用以防止恶性冒顶，W 钢带 16 梅星等 综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护2016 年第 1 期 也改为刚度较小的钢筋梯子梁，锚梁桁架中的槽钢开 口处预留锚索内移的空间。新方案如图4、图5 所示， 具体支护方案如下 图 4不对称支护方案主视图 图 5不对称支护方案 顶板支护锚杆选用 20mm 2500mm 的左旋 螺纹钢锚杆，间排距 1000mm 900mm，每根锚杆 使用 1 卷 Z2360 树脂药卷和 1 卷 CK2335 树脂药 卷，150mm 150mm 6mm 的碟形托盘，每排锚杆 用长度 5300mm，14mm 圆钢焊制的钢筋梯子梁相 连，宽度 80mm; 非对称锚梁桁架选用 17. 8mm 8250mm 单体锚索，锚索孔深 8000mm，间排距为 1500mm 1800mm，每根锚索使用 1 卷 CK2335 和 2 卷 Z2360 树脂药卷，300mm 300mm 16mm 的 Q235 钢板，每排锚索用长度 3700mm，16mm 圆 钢焊制的钢筋梁相连，巷道中部锚索和靠煤柱帮侧 锚索采用长 2200mm 的 16 号槽钢连接，配合使用 300mm 120mm 16mm 的钢垫片，钢垫片开孔直 径为 25mm;高预应力锚索桁架用 17. 8mm 8250mm 高强度预应力钢绞线，钻孔深度 7000mm， 锚固药卷采用 1 卷 CK2335 和 2 卷 Z2360 树脂药 卷，排距为 14400mm，其底部跨度为 2100mm;顶 板铺 6mm 冷拔丝菱形金属网。 实体煤帮支护锚杆选用 18mm 2000mm 普 通金属锚杆，间排距 950mm 900mm，每根锚杆 使用 1 卷 Z2360 树脂药卷，150mm 150mm 6mm 的碟形托盘; 铺高强菱形金属网。 煤柱帮支护锚杆选用 20mm 2500mm 螺纹 钢锚杆，间排距 950mm 900mm，每根锚杆使用 1 卷 Z2360 树 脂 药 卷 和 1 卷 CK2335 树 脂 药 卷， 150mm 150mm 6mm 的碟形托盘，每排锚杆用长 度 3250mm，10mm 圆钢焊制的钢筋梁相连; 铺高 强菱形金属网。 应用不对称支护方案后，在 580 ～1490m 段掘 进以及工作面回采过程中，巷道矿压显现强烈段频 率大幅降低，没有明显冒顶现象发生。巷道顶板出 现裂缝的频率也有所降低，裂缝沿巷道轴向的最大 长度下降为 3. 4m。由图 6 可以看出，巷道围岩在 工作面采动影响下围岩变形量并不大，处于安全范 围之内。新设计的不对称支护方案对于 20103 运输 平巷的控制效果良好。 图620103 运输平巷不对称支护段围岩变形曲线 3结论 1综放沿空掘巷巷道顶煤存在 3 种赋存类 型 当 σmax≤ 0. 9σb时，顶煤几乎不开裂;当 0. 9σb＜ σmax＜ 1. 1σb时，顶煤开裂现象比较频繁; 当 σmax≥1. 1σb时，顶煤开裂频率很高。顶煤开裂 位置在距巷道顶板中心 l /8 处偏煤柱侧。 2综放沿空掘巷巷道顶煤出现裂缝后，巷 道顶板将经历 “冒漏 － 回转挤压 － 冒漏”的往复 过程，巷道上覆岩体的结构、性质的差异性导致巷 道围岩应力场的强烈不对称性，巷道顶板支护设计 应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。 下转 32 页 26 总第 128 期煤矿开采2016 年第 1 期 内一定程度破坏，破坏深度达到 3m。 图 8采动过程中层间岩层影响范围 5结论及措施 根据上述研究，可得出如下结论 煤柱的初始 应力越高，在动载扰动作用下越容易失稳; 在采动 影响下，煤柱变形可控，并未发生压裂式破坏，最 终进入稳定流变变形阶段，房柱式采空区煤柱不会 出现大面积失稳或压垮现象; 层间岩层能够稳定承 载，且层间岩层同步稳定下沉，不可能发生 “整 体切落” 。 根据以上研究成果，结合上行开采风险因素， 在上行开采过程中，采取以下针对性措施，成功实 现了上行安全开采Ⅲ － 2 号煤长壁工作面开采 时，完全封闭Ⅳ － 2 号煤采空区，在Ⅳ － 2 号煤采 空区的出口位置，砌筑封堵矿井飓风灾害的密闭 墙; 加强地质保障工作，在Ⅲ －2 号煤层工作面推 进过程中，对工作面底板和前方煤体进行钻孔探 测，实时掌握工作面和下部采空区之间的基岩厚 度，保障工作面 的顺利推进，避免工作面和采空区贯通，导致透水 或窒息事故发生; 为防止Ⅲ －2 号煤顶板整体切落 及减小采动扰动程度 ，缩短Ⅳ － 2 号煤长壁工作 面的长度，控制在 100m 以内。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 刘增平 . 房柱式采空区上部煤层上行开采可行性分析 ［J］． 煤矿开采，2012，17 2 38 －40. ［ 2］ 冯国瑞，张绪言，李建军，等 . 刀柱采空区上方遗弃煤层上 行开采可行性判定 ［J］ ．煤炭学报，2009，34 6 726 － 730. ［ 3］ 冯国瑞，闫永敢，杨双锁，等 . 长壁开采上覆岩层损伤范围 及上行开采的层间距分析 ［J］．煤炭学报，2009，34 8 1032 －1036. ［ 4］ 封金权，张东升，马立强，等 . 浅埋近距离煤层群上行开采 数值分析 ［ J］ ． 煤炭科学技术，2007，35 9 76 －78. ［ 5］ 张金海 . 钱家营矿采煤工作面上行开采可行性分析 ［J］．煤 炭科学技术，2009，37 1 62 －64，29. ［ 6］ 程新明 . 复杂地质条件下上行开采的研究与实践 ［J］．煤炭 科学技术，2004，32 1 44 －46. ［ 7］ 韩万林，汪理全，周劲锋 . 平顶山四矿上行开采的观测与研 究 ［ J］ ． 煤炭学报，1998，23 3 45 －48. ［ 8］ 张京超，续文峰 . 复杂地质条件近距离煤层上行开采技术研 究与实践 ［ J］ ． 煤矿开采，2014，19 5 33 －35，25. ［ 9］ 王路军，朱卫兵，许家林，等. 浅埋深极近距离煤层工作面矿压 显现规律研究 ［ J］ ． 煤炭科学技术，2013， 41 3 47 －50. ［ 10］ 任艳芳，宁宇 . 浅埋煤层长壁开采超前支承压力变化特征 ［J］ ． 煤炭学报，2014，39 S1 38 －42. ［ 11］ 冯国瑞，任亚峰，王鲜霞，等 . 采空区上覆煤层开采层间岩 层移动变形实验研究 ［J］ ． 采矿与安全工程学报，2011，28 3 430 －435.［责任编辑 于海湧 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 62 页 3现场工业性试验表明，不对称支护对于 综放沿空掘巷适应性良好，矿压显现各项指标均得 到降低，控制效果良好。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 贾光胜，康立军．综放开采采准巷道护巷煤柱稳定性研究 ［J］． 煤炭学报，2002，27 1 6 －10. ［ 2］ 王琳． 基本顶破断结构对窄煤柱稳定性影响分析及控制技 术 ［D］ ． 西安 西安科技大学能源学院，2012. ［ 3］ 侯朝炯，李学华． 综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原 理 ［J］． 煤炭学报，2001，26 1 1 －7. ［ 4］ 柏建彪． 沿空掘巷围岩控制 ［M］． 徐州 中国矿业大学出版 社，2006. ［ 5］ 杨仁树，薛华俊，岳中文，等 . 曙光煤业大巷保安煤柱留设 数值模拟研究 ［ J］ ． 煤矿开采，2014，19 4 63 －67. ［ 6］ 赵国贞，马占国，孙凯，等．小煤柱沿空掘巷围岩变形控 制机理研究 ［ J］． 采矿与安全工程学报，2010，27 4 517 －521. ［ 7］ 张农，李学华，高明仕． 迎采动工作面沿空掘巷预拉力支 护及工程应用 ［J］． 岩石力学与工程学报，2004，23 12 2100 －2105. ［ 8］ 申宝宏，雷毅，刘见中，等 . 煤炭机械装备国内外技术现 状及发展展望 ［J］． 煤矿开采，2015，20 1 1 －4. ［ 9］ 柏建彪，侯朝炯，黄汉富．沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟 研究 ［J］． 岩石力学与工程学报，2004，23 20 3475 － 3479. ［ 10］ 柏建彪，侯朝炯．空巷顶板稳定性原理及支护技术研究 ［J］ ． 煤炭学报，2005，30 1 8 －11. ［ 11］ 李顺才，柏建彪，董正筑． 综放沿空掘巷窄煤柱受力变形与 应力分析 ［ J］ ． 矿山压力与顶板管理，2004，21 3 17 － 19. ［ 12］ 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. ［ 13］ 钱鸣高． 采场上覆岩层的平衡条件 ［A］．岩层控制与煤炭 科学开采文集 ［ C］ ． 徐州 中国矿业大学出版社，2010. ［责任编辑 王兴库］ 23 总第 128 期煤矿开采2016 年第 1 期