动压巷道矿压规律与围岩控制技术研究.pdf

26 煤炭科技 COAL SCI ENCE sec tion c oa l pilla r; min e pressu re c on trol; su rrou n din g roc k c on trol tec h n olog y CLC numberTD 322 Document identification codeB 肖家洼煤矿核定生产能力800万t/a，，主采太原组13煤。。矿井首采区工作面单翼布置，，采用走向长壁综采放顶煤采煤法目前13煤211301、、211302、、 211303工作面回采完毕，，正在回采211304工作面 13煤工作面回采动压影响范围大、、程度深, ,巷道返修工程量、、安全隐患较大, ,为保证巷道安全掘进和工作面高效回采，，肖家洼煤矿开展了 13煤回采动压巷道矿压规律与围岩控制技术研究 1 211305工作面材料巷地质概况 13煤平均厚11. 8 m,平均倾角10。,煤层普氏系数为23O 211305工作面材料巷设计长3 155. 5 m, , 井下标高854 - 907 m 211305工作面材料巷东邻211304回采工作面,西邻13号煤未开采区域，，南邻井田边界，，北邻21采区上山大巷 13煤顶 1 2019年第6期尚延辉等动压巷道矿压规律与围岩控制技术研究 27 表1 13煤顶底板岩性名称岩厚度/m 坚系数特性基本顶岩7. 50 -〜 12. 716. 23 灰黄色及灰白色，厚层状粗粒砂状结构成分状构造，中粗粒结直接顶砂质泥岩3. 10〜 3. 50 6. 74构，英为主，泥质结，致密坚硬状构造，泥质结构，伪顶泥岩0〜3.69 - 结较，较硬，水胀变松软直接底砂质泥岩8. 60 -〜 17. 828. 88 ，呈块状，粉砂泥质结构〜深，局部本底质泥岩 9. 11 -〜 15. 62- 岩泥钙质胶结，较硬 2 211305工作面材料巷围岩变形机理 2.1围岩变形特征围岩变形特征 211304工作面材料巷矿压显现剧烈段巷道顶板破碎严重、局部漏顶，肩窝处煤壁破碎严重、W形钢带两端弯折变形和锚杆崩断较多，巷道非采煤帮下部鼓帮严重上帮变形量相对较小，采煤帮帮部破碎鼓包,形成大面积网兜巷道围岩变形特征可知，动压侧向水平应力较为明显 211305工作面材料巷动压巷道也将经历一掘两回采掘进扰动、邻近工作面及本工作面回采重动压，上围岩变形将经历下 1 煤掘进阶段。此阶段巷道围岩未受到外界动压扰动，外界应力环境相对稳定，巷道整体呈现稳定变化 ⑵回采动压。首先是超前动压影响阶段，巷道围岩应巷掘进 211304工作面近大，采巷道稳定动压， 211305 工作面材料巷掘进工作面 211304 工作面相，工作面采，本现下、回、破，上岩破，对采对掘相一压时期，， 211304工作面回采动压作，巷道围岩大，为，应采，巷道烈动压 3 采动压采上岩一下、压，煤巷道处采侧向压力，巷道将经稳定高应力作，在 211305工作面材料巷择时应尽量避开应力 ⑷采空区压力稳定阶段。工作面推进一段时间后，采渐稳定，211305工作面材料巷受到 211304工作面动力扰动影响大大降低，巷道难度相对减小，但煤布侧向支压力，应力围岩环境将大巷道 5本工作面回采动压影响阶段。该阶段将受到本工作面回采的动压，压力了工作面方巷道围岩，导致巷道围岩变形量大，应采 2.2围岩破坏机理围岩破坏机理 1邻近211304工作面强动压影响 211304工作面回采中，，工作面前方形成超前支承压力，工作面后方顶板岩发生破断、垮冒、下沉等剧烈的破坏运移，采空区两侧煤作为采板岩载渐形成一定应力分布和一定范围的应力集中区。随着211304 工作面 211305 工作面材料巷对采对掘推进， 211305工作面材料巷部分区域承受全程动压在强动压作下，巷道浅部围岩发生塑破坏，产生碎胀扩容变形，同应力渐向深部移叫 ⑵巷道围岩较低 211305工作面材料巷沿着煤层底板布置，巷道顶板、两帮均为煤层煤层与顶板强度较低，回采动压及应力状态下，裂隙引起应力集中，一方面诱发软弱构造面破坏，另一方面加重拓展了裂隙的发育范围。这使得围岩更破碎，强度和承载力进一步降低，采动应力向巷道围岩深部的转移，发生碎胀破坏的围岩范围增大，呈现的扩容变形数值较大 3 应力围岩环境 211305 工作面材料巷 211304 工作面 20 m区段保护煤，煤开采厚度大，上岩较为坚硬，211304工作面回采，煤柱上方形成的弧形三角块走向长及倾斜长较大, 成为一端支撑煤柱之上悬臂梁结构，产生较大侧向压力， 211305 工作面材料巷处应力围岩环境 ⑷ 围岩刚协调 211305工作面材料巷属于动压破碎围岩巷道，这类巷道围岩具刚低、低、大变形特征采用的锚杆、预紧力、刚足，巷道围岩 ;同构件刚度低，将锚杆向载扩，构围岩载状态， 28 煤炭科技2019年第6期致使围岩自承载能力较低，在对抗强动压过程中难以有效发挥作用。 3 211305工作面材料巷围岩控制技术 3.1留设合理区段煤柱留设合理区段煤柱通过研究211305工作面材料巷巷道底鼓及两帮破坏机理和控制机理,采用理论计算法和数值计算法对回采工作面底板的应力及破坏深度进行分析,为保证巷道及煤柱稳定,区段保护煤柱的留设布置应避开高应力区。因此通过分析坚硬顶板综采及特厚煤层综放顶板岩动区段保护煤柱应力分布规律进行研究,为区段保护煤柱留设定理论，分析工作面前方底板支承压力峰值为15 MPa,工作面侧方底板支承压力峰值为18 MPa,工作面底板大破坏深度可达 15 m 211305工作面材料巷应在以压巷岩控制进行巷支护数 , 煤回 ,保证动压巷道围岩的稳, 理保护煤柱 [2] 回采工作面-采区型区段保护煤柱的弹塑性变形和应力分布状况如图1所示从图中可以看出受到上区段回采工作面的采动和下区回采巷道进的影响，煤柱两侧破坏区，在两侧区在一定度的区煤柱保持稳定的合理为除两侧区的，煤柱中的大于等于2倍的煤层采高。即 “o 2 “1 中 B煤柱，m “o区采区一侧的塑性区宽度,m； “1下区段工作面一侧区，m； ------煤层米咼,mo 用数值 , 分析压巷道及岩的塑性区分布、应力及，煤柱为 30 m , 区 8 m, 2 巷道高度，区 20,有较大稳定承载区因此，确定211305工作面与 211304工作面预留30 m保护煤柱宽度 3.2 巷道支护参数优化巷道支护参数优化 13煤211305工作面巷道布置在煤层底板中, 211305工作面材料巷支护数巷道为面，宽X高二5. 4m X 3. 7 m,采用锚网带锚索支护中顶板及煤柱帮面采用20 mm X 2 200 mm左旋螺纹钢锚杆，间排距800 mm X 800 mm,帮部锚杆间排距900 mm X 800 mm,外露长 10 〜50 mm,托盘规格 150 mm X 150 mm X 10 mm 采煤帮采用22 mm X 2 200 mm玻璃钢锚杆和0150 mm碟型高强塑料托盘，间排距900 mm X 800 mm 锚索采用021. 6 mm X 1 1500 mm钢绞线，间排距1 600 mm X 1 600 mm,矩形布置“三三”布置，锚索外露长150〜250 mm,托盘格为300 mm X 300 mm X 15 mm巷道顶板及煤柱帮采用 06. 5 mm,长 X 宽二 2 000 mm X 1 000 mm 的金属网，调车；室帮部和采煤帮采用矿用40 mm X 40 mm双抗塑料网和长为5 200 mm的W钢带，巷道顶板支护采用7根杆扣挂用强级C25砌筑混凝土铺底，铺底厚200 m,水沟格300 mm X 200 mm 支护 100 mm, 为防止211305材料巷出现与211304材料巷类似情，提前对211305材料巷巷道支护数进行，方案 1 增加巷道高度巷道掘进高度从3. 7 m增加到4 m,宽度不变 2 巷道采煤帮补强支护由于巷道高增加, 采煤帮锚杆间排距改为800 mm X 800 mm、每排5 根，以满足支护求 3 巷道非采煤帮补强支护全巷道非采煤帮及调车；室采用钢筋梯杆加强支护，巷道进从1 427 m到3 178 m不包括原设计800 m迎压掘进共951 m,在原锚杆支护加钢筋梯,排距800 mm,其他不变在0〜1 427 m已掘巷道上采用钢筋梯杆”补强支护，间排距为800 mm X 1 600 mm 钢筋梯采用014 mm圆钢焊制,长X宽二 3 400 mm X 100 mm,共5个锚杆扣挂点，锚杆规格 020 mm X 2 200 mm,托盘规格 150 mm X 150 mm X 10 mm, 2 4 巷道板补强支护巷道2 378 m不包括原设计800 m迎压进板采用锚索梁加强支护, 排距为3. 2 m,每根梁使用3根021. 6 mm X 1 1500 mm 扣挂 , 距为 1. 6 m, 托 2019年第6期尚延辉动压巷道矿压规律与围岩控制技术研究 29 盘规格150 mm X 150 mm X 10 mm,配套锁具,锚索预紧力不小于150 kN，如图3所示。图2支护平、断面示意非采煤帮支护平面非采煤帮支护平面 1 100 1 100 图3巷道帮部支护平面示意 5特殊区段巷道补强支护o采动影响大变形使得浅部围岩应力向深部转移,巷道周边岩体裂隙发育,围岩整体承载能力降低，因此特殊区段如断层、破碎带区域应提前采用锚索组与锚索梁联合补强支护,以提高动压影响下巷道支护强度,实现支护体之间以及支护体与围岩之间的耦合,共同抵抗巷道围岩变形。锚索组与锚索梁间隔布置， 1 600 mm,锚索组补强支护中锚索 021. 6 mm X L15 000 mm、14 500 mm、14 000 mm 1 2500 mm12 000 mm钢绞线，托盘规格500 mm X 500 mm X 20 mm的 , 盘 5个锚索孔。锚索孔 032 mm,长15 000 mm锚索布置在托盘中央；长 12 500 mm 与长 14 500 mm 和长 12 000 mm 与长 14 000 mm两对锚索对角布置,锚索组间 1为 1 600 mm X 1 600 mm,与锚索梁间隔布置,每排2 组，间排距1 600 mm X 1 600 mm。锚索梁补强支护锚索梁垂直巷道中心线布置,锚索梁采用 4 500 mm的11号矿用工字钢加工，布置在原支护 2排锚索梁之间, 1. 6 m,每锚索梁使用3 根021. 6 mm X L12 500 mm锚索扣挂,锚索间距为 1. 6 m,锚索托盘规格 150 mm X 150 mm X 10 mm, 配套锁具，锚索预紧力不小于150 kN,如图4所示。图4特殊区段支护平断面示意 6其他支护方式在工作面回采动压影响阶段 400 m 围超前工作面100 m,滞后工作面300 m 采用体压支配合梁的强支护, 下沉破浅部岩层。的 , 体支之移动, 用, 大大 , 支护。压体支护每布置2根，间排距为3 200 mm X 1 600 mm,如图5所示。图5 液压单体动态支护平面示意 4 211305工作面材料巷矿压规律研究 4.1 211304工作面矿压影响范围工作面矿压影响范围 211305 巷间 , 211304 采动压影响, 211304 面前后200〜-400 m“ ” 前方，“-”代范围内，垂直应力布，如图6、7所示。图6受回采动压影响巷道平面示意图7保护煤柱轴向垂直应力分布曲线距211304工作面100〜200 m处，保护煤柱轴 30 煤炭科技2019年第6期向垂直应力为10 MPa，等于原岩应力。距工作面煤壁前方100 m处,沿着工作面煤壁后方方向,保护煤柱轴向垂直应力开始高于原岩应力，说明保护煤柱开始受到工作面回采动压的影响在211304工作面回采后，工作面后方上覆岩层周期性破断、弯曲、下沉的剧烈运动对区段保护煤柱及巷道产生较大影响。位于工作面后方160 m处，垂直应力为20 MPa ,达到第一个峰值点工作面后方160 - 300 m, 保护煤柱轴向垂直应力迅速从20 MPa减小到10 MPa。在距离工作面后方300 m到工作面前方100 m范围内，受211304工作面回采影响，煤柱轴线垂直应力大于原岩应力。随着远离工作面，采空区上覆岩层活动逐渐减弱，采空区逐渐稳定。工作面后方300 400 m，保护煤柱垂直应力等于原岩应力。，211304 工作面动压影响剧烈范围为-300 - 100 m,超前工作面100 m,滞后工作面 300 m。 4.2动压巷道矿压监测 211305工作面材料巷掘进期间,采用十字点、矿压在线监测系统对动压巷道的顶离层量、锚应力、量及量期监测 - , 于检验动压巷道护。 211304工作面日平均回采进度8 m,211305工作面材料巷 15 m,211305工作面材料巷于2018 5 8 开始迎压掘进,巷道护后方护, 矿压测，矿压测 211304 工作面 211305 工作面巷前 50 m ,211305 工作面巷 , 为采动应力应力一巷道围岩应力 , 211305 工作面巷回采工作面时，工作面明，巷道明围岩。随着工作面回采、 , 5 月16 18日,211304工作面回采至对应材料巷 2 300 2 320 m 处,211305 工作面材料巷 2 315 - 2 325 m 10 m、宽5 mm的裂缝，巷道顶板、帮部、明显变化，对该段巷道一个测，受影响动压巷道顶板下沉量在0 10 mm,底鼓量0 20 mm,两帮移近量0 20 mm。其中，巷2 280 2 330 m处顶板最大下沉量为 10 mm,最大底鼓量20 mm,最大帮部移近量20 mm。对 211304 工作面回采压力， ,211304回采工作面周期压明，工作面压开，大压力值达39 MPa, 导致材料巷2 280 2 330 m出现矿压显现现象。通对211305工作面巷矿压测可知，30 m 区段煤柱后巷道护方案 i足工作面动压巷道护强。 5结语肖家洼煤矿与相关院校机构合作，开展回采工作面动压影响下巷道围岩控制技术研究，初步确立了矿井动压巷道围岩控制技术管理体系，为矿井下一开采水平延伸奠定了技术基础，保障了矿井高效生产，同为国内同类型地质条件矿井动压巷道围岩控制与矿压观测技术研究提供了。参考文献 [1] 张晓冬，王磊，任旭.肖家洼煤矿综采工作面矿压规律与围岩控制技术研究[J ].煤炭科技，20171 14 - 19. [2] 尚延辉.浅淡肖家洼煤矿压管理与围岩控制技术[J ].煤炭科技, 2018478 - 80,86. 作者简介％延辉1990,男,内蒙古包头人,2013年毕业于内蒙古科技大学采矿工程专业，山西锦兴9源有限公司肖家洼煤矿生产技术部助理工程师（收稿期2018-12-28）