综放仰斜开采顶板初跨规律及围巷稳定性研究.pdf
总第 1 0 3期 综放 仰斜 开 采顶板 初跨规律及 围巷稳定 性研 究 谢永存 潞安环能股份公 司 漳村煤矿 , 山西 长治0 4 6 0 3 2 摘要 通过进行综放工作面仰斜开采顶板初跨规律及围巷稳定性研究 , 可合理指导回采工作面在初采老 顶跨落期间的顶板管理以及合理确定风运两巷超前支护参数、 排水巷与切眼间煤柱 , 为首采工作面围岩结 构分析提供了新的思路和方法。 关键词 综放工作面; 初跨规律; 围巷稳定 中图分类号 T D 8 2 文献标识码 A 文章编号 1 0 0 5 2 7 9 8 2 0 0 8 0 5 0 0 0 7 0 2 S t u d y o f S t r i d e Ov e r f o r t h e Fi r s t Ti m e Ru l e a n d S u r r o u n d i n g Ro c k S t a b i l i z a t i o n i n Fu l l y- me c h a n i z e d Co a l W i n nin g Ca v i n g Ro o f Fa c e XI E Yo n g- c u n Z h a n g c u n C o a l Mi n e , L u a n E n v i r o n m e n t a l E ner g y D e v e l o F m e ri t C o . , L t d . , C h a n g z h i 046 0 3 2 , C h i n a Ab s t r a c t S t u d y b y t h e f a c t t h a t mi n i n g s t r i d e o v e r/ o r t h e fi r s t t i me r u l e i n f u l l y - me c h a n i z e d c o a l w i n n i n g c a v i n g r o o f f a c e a n d s u o u n d i n g r o c k s t a b i l i z a t i o n, w e c a n d i r e c t c o a l wi n n i n g man g a n g me n t an d s u p p o r t p a r a me t e r , t h i s a ff o r d n e w t h i n k i n g wa y /or a n a l y s i s s u r - r o u nd i ng r o c k s t ruc t ur a1. Ke y wo r d s f u l l y - me c h a n i z e d c o al wi n n i n g c a v i n g r o o f f a c e ; s t r i d e o v e r/or t h e fi rst t i me r u l e ; s u r r o u n d i n g r o c k s t ab i l i z a t i o n 综放仰斜开采顶板初跨规律及围巷稳定性研究 一 直是困扰煤矿行业安全开采的难题之一。近年来 由于矿井开采 深度 的不断增加和软岩矿井 的增加 , 这一问题显得尤为突出。锚杆支护在综放工作面开 切眼的推广应用 , 为工作面的安全、 快速安装创造了 良好的条件 , 但锚杆巷道支护方式对工作面在老顶 初跨期间的顶板运动造成 了明显 的影响 , 改变了工 作面的顶板初跨规律 , 影响了开切眼附近的巷道 如 下部排水巷 。初采工作 面老顶在预期 时问内出现 未垮, 形成安全隐患。同时排水巷与切 眼间煤柱 尺 寸不合理, 也造成了资源的浪费。 通过研究在开切眼采用锚杆锚索联合支护的条 件下, 顶板的运移规律及老顶跨落步距的变化 , 为 回 采工作面在初采老顶跨落期间的顶板支护方式和风 运两巷超前支护参数的合理确定, 工作面下部排水 巷 的支护方式及参数的确定提供 了依据。 l 研究思路 通过在漳村煤矿 2 3 0 2工作 面进行矿压监测测 站的布置 , 在工作面初采期问进行连续观测 , 直到老 顶跨落 , 通过对 回采期 问风运两巷、 工作面支架 、 紧 邻的下部排水巷道的受力和巷道变形情况分析, 对 老顶初跨 的影响进行分析 , 为今后 同等条件下工作 面的布置、 煤柱留设、 周边巷道的支护参数确定提供 有效参考 。 2 研究方法 2 . 1 工作面情况 漳村煤矿 2 3 0 2工作面是 2 3采 区的首采面 , 该 面走向长度 2 3 0 m、 倾斜长度 1 6 7 0 m。风、 运巷及切 眼全部采用锚 杆支护 , 风巷 断面 为 3 . 6 m 3 . 3 m 宽 高 , 运巷断面为 4 . 4 m 3 . 3 m 宽 高 , 切 眼断面为 7 . 5 m 3 . 3 m 宽 高 。 2 . 2 矿压观测测站布置 工作面 5 、 4 0 、 7 5 、 1 1 0 、 1 4 5 五组支架上安设 了 K B J 一 6 0 1 11型矿用数字压力计, 用于支架支撑 力、 工作阻力的连续观测; 在工作面其余支架上安设 了 Z L Y一3型支架工作阻力监测仪, 用于测量支架 初撑力 、 工作阻力的瞬时值。 在工作面周边巷道中设立 了 2 1个测站 , 用于监 收稿 日期 2 0 0 8 - 0 3 -0 5 作者简介 谢永存 1 9 7 6一 , 男, 山西忻州人, 助理工程师 , 从事生产技术工作。 7 维普资讯 查 壑 塑 堕 塑 堡 查 塞 竺 窒 苎 叁苎 测巷道顶板离层 、 锚杆 锚 索 受力、 深孔应力 和表 3 . 2 2 3下部排水进风 、 回风巷围岩受力分析 面位移等, 见图 1 。 司 缺 t “ q 0 0 0 高 N ● f 擎 暑 I 宝 ● 寸 I ● t o 。 玉 卜 ● 2 3 蝴眼 。 - _ r ’ fi2 3 0 r o I n h , 一排水讲 风 圭 . 。 I I 2 \ \ 2 O 2 O m1 5 1 4 2 1 1 3 1 2 \ \ 二 三 排 水回 风 巷 m 图 1 矿压观测站 的布置 2 . 3 测站布置说明 图中 1 ~ 6 测站为运巷测站 , 目的是分析该巷 的矿压显现规 律; 7 ~1 1 i 贝 0 站 为风巷排水尾 巷测 站 , 目的是分析综放面后方巷道矿压显现规律 , 同时 分析合理的煤柱 留设宽度 ; l 2 ~l 5 测站为排水进 风巷测站 ; l 6 ~l 8 测站为排水 回风巷测站, 目的是 分析综放面初采采动影响时巷道受力与变形破坏情 况 , 比较动压 影响时煤柱尺寸对巷道变形 的影响; l 9 ~ 2 O 测站是为 了分析侧压的影响 ; 2 1 测站是为 了分析采动对煤柱径 向压力的影响。 3 实测数据分析 3 . 1 工作面初跨数据分析 根据支架压力曲线分析, 2 0 0 6年 6月 1 2日老顶 初次 跨 落, 此 时 , 风 巷 推 进 2 6 . 6 m, 运 巷 推 进 2 4 . 4 m, 工作 面平均推进 2 5 . 5 m, 确定工作 面初 次 跨落步距是 2 5 . 5 m。2 0 0 6年 6月 1 6日第一次周期 来压 , 此时工作面推进 3 4 . 2 m; 2 0 0 6年 6月 1 8日第 二次周期来压 , 此时工作面推进 4 5 . 2 m; 2 0 0 6年 6 月2 0日第三次周期来压, 此时工作面推进 5 7 m。综 合三次周期来压情况 , 工作面平均周期来压步距 为 1 0. 5 m。 2 3 0 2工作面初次来压步距比 2 2 0 1初跨步距小 将近 1 0 m, 究其原因可能有 以下三点 一是与 2 3 0 2 工作面的初采组织有关。由于从 2 0 0 6年 4月 2 4日 至 6月 9日工作面推进较慢, 控顶时间长, 造成老顶 初跨提前。二是工作面推进方 向 1 0 0 m 内正处于一 个塌凹区 , 构造应力较大, 可能也是造成老顶初跨提 前 的一个原因。三是 2 3 0 2工作面为本采区首采面, 四周为不受采动影响的实体煤 。 8 排水进风、 回风巷各测点 , 尤 以进 风巷的 l 2 、 l 3 、 l 4 测点数据变化 比较显著, 现以 l 2 测点为例 绘制各观测仪器数值 的变化 曲线见图 2 , 图 3 。 日期 图 2 两帮位移变化曲线 日期 图3 顶底位移变化曲线 从数据上可以得 出, 老顶初跨前后各测点数据 变化 比较平缓 , 老顶初跨前各测点两帮位移变化范 围为 l O~ 7 0 m m, 顶底位移变化范围为 5~4 1 m m, 老顶初次来压前后 , 两帮位移 、 顶底位移 、 各锚 杆压 力计 、 锚索压力计以及表面位移都有了比较明显 的 变化。通过分析表明, 目前下部排水巷与 2 3 0 2开切 眼之间的3 0 m煤柱, 顶帮略有变形, 支护状态较好, 因此如将排水巷与切眼间煤柱尺寸 由原来的 3 0 m 变成 2 5 m, 仍可以满足 回采要求。 3 . 3 2 3 0 2工作面风、 运巷矿压观测数据分析 随着工作面的推进, 距测点距离越近 , 风 、 运巷 测点的矿压显现越 明显。在工作 面推进距离 较短 时, 6 、 1 1 测点矿压观测数据变化 比较小, 老顶初跨 前后 , 测点顶底位移 、 两帮位移 、 各锚杆 、 锚索压力计 都有了较显著 的变化。根据观测数据曲线 图分析, 工作面沿开切眼开始 回采 , 随空间的不断扩大, 围岩 应力分布逐渐发生变化 , 并引起一些部位的应力集 中, 集 中到一定程度的应力促使顶板深部岩梁断裂, 即产生初次来压 。这期间 , 高度 集中的应力不仅影 响完整的顶、 底板岩层 , 而且导致 构造的进 一步破 坏。综合三次周期来压情况, 确定工作面周期来压 步距为 l O . 5 m。 4 结论 通过进行综放仰斜开采顶板初跨规律及围巷稳 定性研究 , 在风 、 运巷及 下转第 l 9页 维普资讯 2 0 0 8年5月 王建红- 国外难垮落顶板控制技术综述 第1 7卷第5期 装填长度至少为钻孔长度的一半 , 并保证装填质量。 3 水力压裂 其采用压裂工艺 与注水软化相 结合 , 可避免深孔爆破 的缺点 如巷道支架损坏 、 形 成裂隙范围等 , 但存在以下技术难点 ①需要打出 大量深孔、 耗时很长; ②钻具消耗量很大; ③需采用 双密封头 , 掌握钻孔分段压裂技术 。 3 印度煤矿开采 , 由于顶板稳定性和整体性 较强 , 2 0世纪 6 0年代以前一直沿用房柱法开采 , 后 来试验长壁垮落法开采多次失败 , 直到 9 0年代以来 才开始开发研究难垮落顶板的控制技术。 印度煤岩系岩层常见 的是页岩和砂页岩 , 大 多 数煤层 的上覆岩层中存在较坚硬的砂页层。在煤层 与砂岩层之间有厚度变化的页岩层 。很多煤层的页 岩和砂页岩顶板整体性很强, 岩体质量指数 R Q D达 6 0 % 一8 0 % 以 上 , 而 且 开 采 浅 一 般 在 1 0 0 1 5 0 i n , 表现了难垮落的特征 , 同时 , 顶板垮落后 的 松散系数较小。一般岩层 的松散系数小 于 1 . 2 , 而 砂岩或石灰岩垮落后的松散系数约为 1 . 1 。难垮落 顶板的问题 , 几乎所有的印度煤田均会遇到 , 主要研 究两种途径弱化顶板 , 一是在工作 面前方巷道 向顶 板钻深孔和短孔进行爆破 ; 二是对顶板岩层进行高 压预注水。 印度煤层顶板分类 , 采用 s . K . S a r k a r 提 出的岩 层垮落指数确定 其公式为 . 仃L t 。 丁 式中 盯为岩石抗压强度 ;L为钻孔岩芯平均 长度 ; t 为岩层厚度 ; n为变化在 1 . 11 . 3之间, 取 决于岩体按 R Q D反映的整体性 。 依据 i 大小及初次来压步距和周期来压情况, 将长壁面顶板分为 5类。其 中, Ⅲ类较难垮落顶板 , 其最大垮落指数可达 1 0 0 0 0, 初次来压步距在 5 0 7 5 m之间, 来压时有或无动力显 现, 对于该类顶板 如果不采取强制爆破 , 需要采用高阻力液压支架 , 且 煤层上方应有 4 5倍的煤层厚度 的易垮落岩层 ; 1 V 类很难垮落顶板, 其最大垮落指数可达 1 4 0 0 0, 初次 来压步距在 7 51 0 0 m之 间, 来压 时可能有显著 的 动力显现 , 对于该类顶板大多数需要进行强制爆破 ; V类极难垮落顶板, 初次来压步距大于 1 0 0 m, 来压 时有显著的动力显现 , 对 于该类顶板全部需要强制 放顶。 根据印度 k h o t t a d i h煤 矿针对采 高 4 m, 煤层上 面仅有较薄的页岩 , 之上为厚度达 3 0~ 5 8 m的厚砂 岩 部分地 区厚砂岩 中有些软岩 所做的长壁面试 验表明, 一般周期来压步距为 2 53 0 m, 是 由于厚 度约为 2 5~ 3 0 m的砂岩的破断运动所引起 , 但极强 烈的来压和导致支架损坏是由于基本顶垮落的松散 系数较小, 不能充填采空区 , 使上部 的厚砂岩出现垮 距约为 1 0 0 m的断裂运动 , 迫使下部砂岩垮落和强 烈来压。 根据印度 J h a n j r a煤矿在 “ 开采深度 4 25 5 m。 采高 3 . 23 . 7 m, 上覆硬岩层厚度 1 53 4 . 5 m, 硬 岩层厚度与采高之 比71 0 . 1 5 , 上覆软岩层厚度 1 2 2 7 m” 该种地质条件下的回采长壁面开采经验 , 为 了改善岩层控制 , 该地区的基本措施是限制采高, 使 上覆硬岩层厚度大于 7倍采高 , 即 2 0 m以上, 并采 用高阻力液压支架 额定工作阻力大于6 6 0 0 k N 。 总体而言 , 难垮落顶板控制和处理技术是重要 采煤 国家普遍遇到技术难题。俄罗斯试验了顶板预 先弱化, 工作面前方预裂爆破及高压预注水等技术; 波兰主要采取短孔和深孔爆破或注水技术 ; 印度针 对难垮落顶板的长壁工作面顶板的分类 , 有一定 的 理论和实用价值 。 参考文献 [ 1 ] 中国岩石力学与工程学会大同分会, 等. 矿山坚硬岩体 控制学术讨论会论文集[ c] . 1 9 9 1 . 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