综放异形煤柱沿空留巷矿压监测.pdf

文章编号1 0 0 3 5 9 2 3 2 0 0 5 0 2 0 0 5 2 0 3 综放异形煤柱沿空留巷矿压监测 王金安，韦文兵，冯锦艳 北京科技大学土木与环境工程学院，北京1 0 0 0 8 3 摘要通过现场多种手段监测，揭示了综放开采影响期间沿空异形煤柱锚网支护留巷的矿压规律。研 究表明，综放沿空留巷受采场矿压影响时间和程度随留巷煤柱宽度的增加表现出明显滞后现象以及位移和 压力增长的不同步现象。 关键词矿压监测；综放；沿空留巷；异形煤柱；锚网支护 中图分类号T D 3 2 2 文献标识码A 1 引言 靖远煤业有限责任公司红会四矿4 7 0 2 面是综 合机械化放顶煤工作面。其上部以北为4 6 0 4 面， 该面原设计为综采面，在施工过程中遇见空巷、空 棚，并经探测区内仍有非正常区，已无法进行综放 开采。经过研究，调整为首先综放开采下区段的 4 7 0 2 面。两面之间有长约3 0 0m 宽5 ～3 0m 异形 煤柱相隔 图1 。这里异形煤柱指一方面煤柱宽 度沿走向方向变化，另一方面煤柱在倾斜方向在综 放采场一侧和巷道一侧的高度也不同。鉴于4 6 0 4 面的整个生产系统已经基本形成，因此决定在 4 7 0 2 综放面开采期间和开采后，经过排放积水和 通风处理等措施，仍可利用已有生产系统用其它方 法回采4 6 0 4 面内受侵扰的煤炭资源。 4 6 0 4 机巷所在的一层煤为单斜煤层，厚9m ， 倾角1 5 ～2 8 。，平均2 0 。，采深3 3 5 ～3 7 9m 。在长约 3 0 0m 的沿空范围，无明显的断裂构造，地质条件 简单。4 7 0 2 面走向长8 7 5m ，平均倾斜长8 1 ．5m 。 顶底板岩性见图2 。 为避免回采期间4 7 0 2 轨巷上侧煤柱严重破 坏、失稳和4 6 0 4 机巷顶板垮落，在4 7 0 2 面开采前 对沿空异形煤柱及巷道顶板进行了加固和控制在 4 6 0 4 机巷顶板施加了一排长7m 、间距1 ．6m 的 锚索，并在煤柱上下两侧施加了增强锚杆加固，同 时在开采期间采用单体液压支柱贴下侧煤帮进行 临时支护，临时加固范围从采面后方4 0m 起向前 设置到采面前方3 0m 。 图14 7 0 2 综放面与4 6 0 4 沿空留巷位置示意图 柱状层厚／m岩性描述 砾粗砂岩，灰白色，以石英为主，次为长 黧 1 7 ．3 5 0 ．8石风化的高岭土，局部夹镜煤煤线，上 2 3细下粗，最大砾径8m m 。分选性差，多 呈次棱角状，较松散，泥质胶结。 0 4 2 ．7 深灰色粉砂岩，致密坚硬，灰绿色，含白 2 1 ．5 云母碎片。具水平层理，夹泥岩、煤线。 O 一0 ．3泥岩。灰黑色，遇水变软，呈团块状，随 0 ．1 5 采随冒。 6 ．9 2 1 0 ．9 81 煤，以黑色、块状、半亮型煤为主，贝 9 ．1 5壳状断口。坚硬，煤的硬度厂 2 ．2 。 3 3 5 ．6 8 粉砂岩，深灰色，全层夹镜煤煤线，富含植 2 6物化石，银杏类，致密坚硬，不显层理。 O ．8 8 3 ．8 2 煤，黑色、块状、方解石脉及黄铁矿薄 2 ．8膜充填，为半光亮型。 2 ．3 5 ．0 深灰色粉砂岩，富含大量的植物叶部化 4 ．5石碎片，致密坚硬。 1 ．O 一3 ．6 高炭质泥岩，黑灰色，灰份高，含炭低， ●● 3 ．0局部夹有镜煤条带。 ●一 1 2 ．4 4 0 深灰色粉砂岩，以泥质为主。次为碎硝 物，含少量的白云母碎片及暗色矿物， 1 9 ．6 不显层理。 收稿日期2 0 0 4 1 2 0 4 作者简介王金安 1 9 5 8 一 ，教授，博士生导师，1 9 9 4 年获波兰西里西亚工业大学博士学位，现从事岩石力学与工程教学与科研工作，获 国家科学技术进步二等奖2 项，省部级科技进步一、二等奖各6 项，发表“沿空留巷在顶板垮落过程中围岩受力动态模拟”、 “建筑物下厚煤层特殊开采的三维数值分析”等采矿与岩土工程学术论文7 0 余篇，合著著作1 部。 5 2 2 0 0 5 ．N 0 2 矿山压力与顶板管理 万方数据 2 沿空留巷矿压显现规律监测与分析 2 ．1 监测点的布置 监测内容主要包括 1 巷道变形测量内容有顶底和两帮相对移 近量。观测站的布置见图3 。 2 巷道顶煤离层测量顶煤离层测量反映锚 网支护状况、支护效果与适应性的好坏，是保证生 产安全和发展锚网支护的重要依据。巷道顶煤与 岩层移动监测采用离层仪 多点位移计 进行观测， 监测点的布置见图3 。 3 巷道顶板压力监测主要对不同煤柱宽度 处巷道顶板压力进行监测，目的在于掌握4 7 0 2 面 对不同煤柱宽、4 6 0 4 沿空巷的超前和采后影响范 围与程度，为巷道动态控制提供支护决策依据。巷 道顶板压力观测采用液压式压力盒，将压力盒置于 单体液压支柱的柱一靴之间，单体液压支柱设在沿 空煤柱一侧。监测点的布置见图3 。 4 6 0 4 机巷 ．￡ O ．．～5 5 4 6 0 4 工作面 4 7 0 2 轨巷煤柱’4 7 0 2 工作面 唰。。切眼 a 顶板离层监测点厶断面收敛监测点O 压力监测点 图3 监测点位置分布图 一面后1 1m 下帮 面后1 1m 上帮 一煤柱宽7 m 下帮 一煤柱宽7m 上帮 - o - 煤柱宽1 4m 下帮 一煤柱宽1 4m 上帮 一5 5 04 5 03 5 02 5 01 5 0一5 005 0 至工作面距离／m 图4 巷道顶底板垂直相对位移曲线 一4 0 03 0 02 0 01 0 001 0 0 至工作面距离／m 图5 巷道两帮水平相对位移曲线 8 0 0g 矗 6 0 0 蔬 a o o 器 2 0 0 蠼 匿 0 2 ．2 巷道断面收敛监测结果分析 图4 、5 为不同煤柱宽度处巷道顶底、两帮的移 近监测曲线，从中可得出 1 煤柱宽7m 处，巷道顶底相对位移在采面 前1 0m 至后7 0m 范围内增加较快；煤柱宽1 4m 处巷道顶底相对位移明显增长阶段在采面后8 0 ～ 9 5m 间。可见，老顶岩层运动以及矿压对不同煤 柱宽度沿空巷道的影响区间具有不同的时空过程。 2 切眼后方巷道顶底相对位移在开始一段时 间内位移变化较小，只有当采场达到一定开采范围 时，围岩位移才急剧增加。工作面采长2 0 0r n 以 内时增加不多，而当在工作面后方2 0 0 ～3 0 0m 区 间时，顶底移近量增加较快。切眼后方围岩的位移 的滞后效应是受老顶岩层充分采动的影响。 3 巷道测点至工作面的距离的变化对两帮移 近速率的影响不是很明显，三个剖面处的两帮移近 曲线形状均近似一直线，表明煤柱变形是一种蠕动 过程。 4 位移经常有一剧烈变动阶段后又趋于平 稳，在短暂平稳后又进入变动阶段，两阶段交替进 行，围岩活动的这种间歇性表明老顶岩层渐近稳定 的动平衡过程。 2 ．3 巷道顶板压力监测结果分析 图6 为支柱压力监测曲线，由此可知 4 0 0 3 0 0 2 0 0 1 0 0 0 1 0 02 0 03 0 0 至工作面距离／m 图6 巷道顶板压力变化曲线 2 0 0z 1 6 0 - 、R Ⅲ器 8 0 似 4 0 O 1 从支柱最大压力看，煤柱宽2 3m 处支柱 最大压力约1 8 0k N 仍有上升趋势 ，切眼后方支 柱的最大压力约1 4 5k N ，煤柱宽1 4m 处支柱最大 压力约9 0k N 。煤柱宽1 4m 处支柱压力最小可能 是由于如下原因造成一是此处压力盒安设时间较 晚，直到采面推进1 0 0m 后才安设，从而影响了支 柱的绝对压力值；二是此区段矿压显现剧烈，巷道 变形严重，从而导致卸载现象。 2 从支柱压力变化趋势看，切眼后方当测点 在距采面约2 5 0m 时，压力最大，以后趋于平稳， 这也说明采面的推进对切眼后方的矿压影响较慢； 煤柱宽1 4m 处，在采面后方5 0m 时，支柱压力最 大，以后趋于平稳，这说明采动影响区域达到采面 后方5 0m 范围内。 3 从位移和压力对比看，在采面后方5 0m 时，煤柱宽1 4m 处的支柱压力达到最大值，以后 矿山压力与顶板管理2 0 0 5 ．N Q 2 5 3 00＼咖蝌埝鼯畦 O O O O O 0 ∞ ∞ ∞ 加 加 万方数据 趋于平稳；而该处顶底移近量的急剧增长阶段在采 面后方8 0 ～9 5m 区间，这说明压力与位移不同 步，压力增长阶段在先，位移增长在后。 2 ．4 巷道顶板离层监测结果分析 图7 为顶煤离层监测曲线，由此可知 1 随着煤柱宽度的增加，顶板开始离层的位 置至采面的距离增大。当煤柱宽分别为9 、1 5 ．5 、 1 9 、2 3 、2 7m 处，则开始产生离层处在采面前的距 离分别为7 、1 8 、7 6 、1 0 1 、1 5 1 m 处。 m 顶板浅部一 5 ．5m 顶板浅部 5 ．5I l l 顶板深部 9m 顶板浅部 3m 顶板浅部 7m 顶板浅部 1 6 l 1 2 遗 8 艇 辎 4 瞽 0 3 0 0 2 0 0 1 0 001 0 02 0 03 0 04 0 05 0 0 至工作面距离／m 图7 巷道顶部离层变化曲线 煤柱宽7 m煤柱宽7 ．5r t l 注①中断面为变形最严重处， ②图中标注的单位为m 。 2 从各测点离层值看，煤柱宽1 5 ．5m 处的 顶板离层值最大，此处浅部离层为1 5m m ，而其它 各测点处的浅部离层均为61 T i m ；煤柱宽度1 5 ．5m 处深部离层为1 0m m ，而其它各测点处的深部均 无离层。由此可见，煤柱宽1 5m 左右时，顶板围 岩活动最剧烈，此区段内锚索的加固效果也尤其重 要，因为此区段顶板深部产生离层，如无锚索的悬 吊作用，顶板垮落的危险性增大。 2 ．5 巷道总体变形观测分析 图8 显示了几个变形较严重处的巷道断面收 敛的最终素描图。从图中可看出，煤柱宽为1 2 ～ 1 4m 时，巷道断面变形较严重。这说明煤柱宽1 0 ～1 5m 时，矿压显现较强烈，巷道变形相对较严 重，顶板离层值也最大，此宽度范围内煤柱对护巷 最不利。 表1 为4 6 0 4 沿空留巷一次采动影响后巷道断 面收敛最终变形监测结果，从中可知，随着煤柱宽 度增大，巷道两帮相对变形一直在减小，而顶底相 f阑 三 l k - - 3 ．0 8 J ∈一3 ．7 0 - - - - - - - _ | 煤柱宽1 2 m煤柱宽1 3 I n煤柱宽1 4 m 图8 巷道断面收敛素描图 对变形值先增大后减小，在煤柱宽1 5m 左右达最 大。 表14 6 0 4 沿空留巷一次采动影响后巷道变形监测结果 3 结论 1 随着煤柱宽度的增加两帮移近量一直在变 小，而顶底移近量先变大后变小，1 5m 左右时顶底 移近量最大。 2 测站至采面的距离变化对两帮移近量速度 的影响不明显，表明煤柱变形是一种蠕动过程。但 煤柱宽度不同时巷道顶底移近具有不同的时空变 化过程。 3 位移经常是在有一剧烈变动阶段后又趋于 5 4 2 0 0 5 ．N Q 2 矿山压力与顶板管理 平稳，在短暂平稳后又进入变动阶段，围岩活动具 有间歇性。 4 工作面从切眼开始推进时矿压发展较缓 慢，而煤柱宽度1 4m 处采面后方5 0m 范围内围 岩受采动影响较剧烈。 5 从位移和压力对比看，压力与位移不同步， 压力增长阶段在先，位移增长在后。 6 随着煤柱宽度的增加，顶板开始产生离层 的位置至采面的距离亦增大。 7 煤柱宽1 0 ～1 5m 时，矿压显现较强烈，巷 道变形较严重，顶板离层值也最大，所以宽1 0 ～ 1 5m 左右的煤柱对护巷最不利。 参考文献 [ 1 ] 黄福昌．兖州矿区煤巷锚网支护技术[ M ] ．北京煤炭工业 出版社，2 0 0 0 ． [ 2 ] 张少华，赵英利．综放沿空留巷围岩活动规律模拟分析[ J ] ． 矿山压力与顶板管理，2 0 0 1 ， 3 5 1 5 2 ． [ 3 ] 张东升，缪协兴，茅献彪．综放沿空留巷顶板活动规律的模拟 分析口] ．中国矿业大学学报 自然科学版 ，2 0 0 1 ，3 0 3 2 6 1 2 6 4 ． 9 1 1 1 2 2宽宽宽宽宽宽柱柱柱柱柱柱煤煤煤煤煤煤 } { 一} } 一 万方数据