深部沿空留巷围岩稳定性控制技术研究.pdf

2 0 1 6年第 3期 No． 3 2 01 6 煤 炭 科 技 COAL S CI ENCE TECHN0L0GY MAGAZI NE 5 文章编号 1 0 0 8 3 7 3 1 2 0 1 6 0 3 0 0 0 5 0 5 深部沿空留巷围岩稳定性控制技术研究 王 琳 徐州矿务集团有限公司 庞庄煤矿 ， 江苏徐州2 2 1 1 4 1 摘 要 针对深部开采沿空留巷期 间巷道围岩变形失稳的问题， 以张小楼井 9 5 2 1 0工作面运输 巷为例。 对沿空留巷期 间巷道围岩应力分布和变形规律进行模拟。结果表 明， 沿空留巷巷道 围 岩具有应力高、 变形速度快、 工作面后方围岩活动期长等特点， 根据这些特点提 出巷道 围岩支 护设计方案。工程实践表 明， 所设计的支护参数是合理 的， 围岩变形得到有效控制。 关 键 词 沿 空留巷 ； 深部 开采 ； 围岩 变形 ； 数 值模 拟 中图分类号 T D 3 2 2 文献标志码 B 随着煤炭资源的持续开采 ． 浅 、 中部煤炭资源逐 步枯竭 ， 煤炭开采开始 向深部发展 但随着采深的增 大 ．由于岩层压力大导致巷道维护困难 的问题越来 越 突出。 为实现深部巷道围岩稳定性控制 ， 大部分矿 区一直沿用沿空掘巷方法维护巷道 ．造成大量煤炭 资源损失[ ． 一 。与沿空掘巷相 比． 沿空 留巷完全取消 了护巷煤柱 ． 既节约 了资源又提高了经济效益 ． 具有 很大优势[ 3 _ 引 。因此 ， 研究深部矿井不 留煤柱 、 实现 采区无煤柱护巷已成为我国深部煤炭资源开采的必 然趋势[ 引 。 结合庞庄煤矿张小楼井 9 5 2 1 0工作面的生产地 质条件 ．对该工作面运输巷进行沿空 留巷 围岩稳定 性控制技术研究 ．并结合工程实践提出合理的围岩 控制技术 ． 为后续开采提供可靠的依据。 1 工程地质 条件 9 5 2 1 0工作面位 于一 1 0 2 5水平西一下 山采 区西 翼 ．工作 面东 翼 和 浅部 分 别 为 9 5 2 1 1采 空 区 和 9 5 2 0 8 采空区 ． 而深部为 9煤未开采区。9 5 2 1 0工作 面平均走 向长度和倾斜长度分别为 3 0 0 m、 2 0 7 m。 该工作面平均煤厚为 2 ． 8 m． 倾角平均为 5 o ， 其煤层 顶底板岩性特征如表所列 1 [ J ] ． 煤炭科 学技 术， 2 0 1 4 ， 4 2 1 1 1 41 6 ． [ 4 ] 魏永胜． 神东矿 区短壁单翼 旺采矿压规律 的研究 [ J ] ． 山西科技 ， 2 0 1 4， 2 9 6 4 64 9 ． [ 5 ] 郝万东 ， 王飞． 无煤柱完全垮落短壁机 械化开采技术研究 [ J ] ． 煤 ， 2 0 0 9， 1 8 4 46 ． [ 6 ] 李大 勇． 浅埋 煤层 旺采 工作 面厚层 坚硬 顶板 控 制研究 [ D] ． 青 岛 山东科 技大学 ． 2 0 0 8 ． [ 7 ] 张 杰． 浅埋 煤层顶板深 孔预爆强制 初放研究 [ J ] ． 采矿 与安全 工程学报 ， 2 0 1 2 ， 2 9 3 3 3 93 4 3 ． [ 8 ] 李 慧平． 神东 矿区厚 基岩顶板强制放顶初探[ J ] ． 陕西煤炭 ， 2 0 0 5 2 3 33 4 ． [ 9 ] J I A N G H u n ， C A O S h e n g g e n ， Z HA N G Y u n ， e t a1． A n a l y t i c a l s o l u t i o n s o f h a r d r o o f S b e n d i n g mo me n t ， d e fle c t i o n a n d e n e r g y u n d e r t h e f r o n t a b u t me n t p ms s u m b e f o r e p e r i o d i c w e i g h t i n g[ J ] ． I n t e r n a t i o n al J o u rnal o f Mi n i n g S c i e n c e a n d T e c h n o l o g y， 2 0 1 6 ， 2 6 1 1 7 5 1 8 1 ． [ 1 0] 王旭春 ， 黄福 昌， 张怀新 ， 等．AH威尔逊煤柱设计公式探讨及 改进 [ J ] ． 煤炭学报 ， 2 0 0 2， 2 7 6 6 0 46 0 8 ． [ 1 1 ] 谢和平， 段法兵． 条带煤柱稳定性理论与分析方法研究进展 [ J ] ． 中国矿业 ， 1 9 9 8 ， 7 5 3 74 1 ． [ 1 2 ] 黄庆享． 浅埋煤层的矿压特征 与浅埋煤层定义 [ J ] ． 岩石力学 与 工程学报 ． 2 0 0 2 ． 2 1 8 1 1 7 41 1 7 7 ． 作 者简介 姜 海军 1 9 8 3 一 ， 男 ， 内蒙古赤峰人 ， 中国矿 业大学博士研 究生． 主要从事 采场 围岩控制和巷道 支护方面 的研究工作。 收 稿 日期 2 0 1 6 0 5 1 6 2 0 1 6年第 3期 王 琳 深部沿空留 巷围 岩稳定性控制技术研究 7 长锚固的高强螺纹钢锚杆 为提高深部顶板围岩稳 定性 ．采用锚索支护将深部和浅部围岩锚 固成一个 整体 ． 有效防止浅部和深部岩层出现离层 同时为保 持巷道表面围岩的稳定 ．需要铺设菱形金属 网配合 钢筋梯子梁 2 实煤体帮支护技术 采用锚 网联合支护技 术 ． 增加实体煤帮 自由面围压 。 提 高整体承载能力 ， 进而提高实体煤帮对顶板的支护强度 ．防止巷道的 失稳 变 形 3 ． 1 锚杆支护参数确定 根据所选择的支护技术 ．数值模拟参数选取方 案如表 2所列 表 2 锚杆参数比较方案 模拟期 间相关参数及 设定 1 8 mm锚杆预 紧 力 6 0 k N， 犯 0 mm锚杆预紧力 8 0 k N， 2 mm锚杆 预紧力 1 0 0 k N 3 ． 1 ． 1 顶 板锚 杆 间排 距确 定 通过对表 2所列顶板锚杆间排距进行模拟 ． 得 到变形 曲线如图 3 、 4所示。 5 0 0 4 0 0 删3 0 0 20 0 1 0 0 一煤帮侧顶底板移近量 充填体侧顶底板移近量 一 充填体移近量 6 0 0 7 0 0 80 0 90 0 顶板锚杆间距／ f l硼 图 3不同顶板锚杆 间距 时围岩变 形曲线 5 0 0 ,t 0 0 鲁 豳i 3 0 0 2 0 0 明支护密度对 围岩控制影响很大 当间排距在 6 0 0 ～ 8 0 0 mm范围内时 ． 变形趋势较为平缓 ； 但是 当间 排距在 8 0 0 9 0 0 m m时 ．变形趋势 出现转折点 ． 围 岩变形突然增大 ．说明间排距大 于 8 0 0 m m时锚杆 控制效果急剧降低 因此综合考虑顶板锚杆间排距 均选 取 8 0 0 m m。 3 ． 1 ． 2顶板 锚杆 直径 确 定 图 5所示为不 同顶板锚杆直径时巷道围岩变形 情况 。可 以看 出． 二者之间呈负相关关系 ． 即随着锚 杆直径的增加 ， 围岩变形量逐渐减小。 说 明锚杆直径 越大 ， 支护效果越好 。 顶板完整性越好。顶板支护选 取直径为 2 2 mm的锚杆 簦 、 捌 1 8 2 O 2 2 顶扳锚轩 直径／ m 煤 帮侧] 顶 底 板移近量 一 充填体侧 顶底板移近避 充填体移近量 实煤帮移近锵 图 5 不同顶板锚 杆直径 时围岩变形 曲线 3 ．1 ． 3地 顶板 锚杆 长度确 定 图 6所示为巷道围岩随顶板锚杆长度变化而变 形的趋势。 总体来看二者之间呈正相关关系 ． 即锚杆 长度越长 ， 围岩变形量越小 ， 说明控制效果越好 。其 中在 2 ． 0～2 ． 4 m范围内．锚杆长度变化对围岩变 形量影 响较大 ； 当锚杆长度 大于 2 ． 4 m时 ． 锚 杆长 度对围岩变形影响减小。因此综合考虑锚杆长度确 定为 2 ． 4 m 重 ＼ 西 嘣 移近 照 板移近 照 2．0 2 ．2 Z ．4 Z．6 顶扳锚杆 长度／ m 图 6 不 同顶板锚杆长度时 围岩变形 曲线 3 ． 1 ． 4 实煤 帮锚杆 间排 距确 定 图 7 、 8分别表示实煤帮锚杆间排距不同对围岩 变形的影响。总体来看 ， 二者之间呈正相关关系． 即 随着间排距 的增大 。 围岩变形也逐渐增大 ． 说明支护 O O O O O O O O O O 弱 ∞ 仰 蛐 垢 m 8 煤炭科技 2 0 1 6年第 3 期 密度对围岩控制效果影响很明显。当锚杆间排距 由 6 0 0 mm增加至 8 0 0 m m 的区间时 ．变形量不是很 大 ， 曲线增长趋势较为平缓 ， 围岩稳定性较好 但是 当间排距 超过 8 0 0 mm。 在 8 0 0 9 0 0 m m 区 间时 ． 变 形量增长趋势出现拐点 ， 变形量突然增大． 说 明间排 距大于 8 0 0 mm时围岩控制效果急剧弱化 因此综 合考虑实煤帮锚杆间排距均取 8 0 0 mm 5 O O 4 0 0 星 3 0 0 麓 2 O O l O O ． ． 一 煤 帮侧顶底 板移近 鲢 6 0 0 7 0 0 80 0 9 0 0 实煤 帮锚杆 间距／ m m 图 7 不 同实煤帮锚杆间距时围岩变形 曲线 5 0 0 4 0 0 3 0 0 2 0 0 1 0 0 6 0 0 7 0 0 8 0 0 9 0 0 实煤帮锚杆摊距 ／ m m 图 8 不 同实煤帮锚杆排距时围岩变形 曲线 3 ． 1 ． 5 实煤帮锚 杆 直径确 定 图 9所示为不同实煤帮锚杆直径时巷道 围岩变 形情况 。可以看 出． 二者之间呈负相关关系 ， 即随着 锚杆直径增加 。 围岩变形量逐渐减小。 说 明锚杆直径 越大 ， 支护效果越好 。 煤帮完整性越好。因此实煤帮 支护选 取 直径 为 2 2 mm 的锚 杆 4 5 0 4 0 0 捌3 0 0 2 0 0 1 8 2 0 22 实煤 帮锚杆直径／ m m 一 煤 帮侧 板底 板移近 量 充填 体侧顶 底板移 近量 _一 充填 体移近 量 一实煤 帮移近 量 图 9不同实煤帮锚杆直径 时围岩变形 曲线 3 ． 1 ． 6 实煤 帮锚 杆 长度确 定 图 1 0所 示 为 围岩 随实煤 帮锚 杆 长度 变 化 而 变 形的趋势。 可以看出二者呈正相关关系 ． 即锚杆长度 越长， 围岩变形量越小 ， 支护效果越好 。其中在 2 ． 0 ～ 2 ． 4 m区间内．锚杆长度变化对围岩变形量影响较 大 ； 但锚 杆长度大于 2 ． 4 m 时 ， 变形量减小趋势出 现拐点 ， 锚杆长度对围岩变形影响减小。 综合考虑锚 杆长度确定为 2 ． 4 m 煤帮删 T 英 底板 移近 量 充填体 侧顶底板移 近量 5 0 0 4 00 咖3 0 0 2 0 0 1 O O 2 ．0 2．2 2．4 2 ．6 实煤帮锚轩长度／ m 图 1 0不 同买 煤 帮 锚 杆 长 度 时 围岩 变形 量 3 ． 2 锚 索支 护参数 确 定 根据悬 吊理论 ．可以计算出巷道顶板载荷体范 围与大小以确定合理的锚索支护参数 ．并结合煤层 具体地质条件以及综合考虑锚索所需密度 ．确定当 锚索每排布置 3根、 间距 1 3 0 0 m m时最合理。因此 锚索的参数确定为直径 1 8 ． 9 mm．间距 1 3 0 0 m m 考虑到锚 杆排距 为 8 0 0 m m．确定锚索排距 1 6 0 0 mm 预 紧力一 般不 小于 1 8 0 k N 最终确定巷道支护参数为① 顶板锚杆参数 直径 2 2 m m、 长度 2 4 0 0 m m、 间排距 7 5 0 m m X 8 0 0 mm ② 实煤 帮锚 杆参数 直径 2 2 m m、 长度 2 4 0 0 mm、间排距 8 0 0 m m8 0 0 m m； ③ 锚索参数 直径 1 8 ． 9 mm、 长度 6 3 0 0 mm、 间排距 1 3 0 0 mm 1 6 0 0 4 工程 实践 结合模拟所确定的围岩支护参数所确定 的支护 方案和参数 ． 对沿空留巷巷道进行现场工业性实验 ． 并通过建立相应的监测方案 ．对围岩控制方案进行 验证和分析 4 ． 1 围岩变 形速 度监 测 图 l 1 所示为 9 5 2 1 0运输 巷沿空留巷期 间围岩 变形速度曲线。 从中可以看出， 随着距工作面距离的 增加 ． 三者变形速度值先增大后减小。 围岩变形速度 演变规律如下 2 0 1 6年第 3期 王 琳 深部沿空留巷围岩稳定 性控制 技术研 究 9 1 0 0 8 O 60 4 0 删 2 0 0 一充填体侧顶底板移近 速度 一 实煤帮侧顶底板移近 速度 一 两帮移近速度 距 工 作 弼 距 龋 ／ m 图 1 1 围岩变形速度 曲线 1 距离工作面 0～2 0 m范围内围岩移近速 度相对较小 2 在 2 0～6 0 m范 围内围岩变形速度急剧变 化 ， 在距离工作 面 2 5 m左右 ， 变形速度达 到峰值 ， 三者分别 为 8 9 ． 1 、 6 8 ． 7 、 3 6 ． 8 mm ／ d 。此后 ， 围岩变 形速度呈现周期性波动。 3 6 0～9 0 m范围内围岩变形速度有所缓和 ， 变化幅度在 2 0 mm ／ d左右。 虽然较前期变化速度降 低 ． 但是依然出现明显的变化 。 4 9 0 m后围岩变形逐渐趋于稳定 ， 最终在距 离工作面 1 2 0 m时完全稳定 4 ． 2沿空留巷围岩变形量监测 图 1 2所示为 9 5 2 1 0运输巷沿空 留巷 围岩变形 量 曲线 。演变规律如下 9 0 0 8 0 0 7 0 0 董6 0 0 1 O O O 距 工 作 面距 离／ ． - 充填体侧项 底板 移近量 一 实煤 帮侧顶底 板移近量 一 两帮移近 照 图 1 2围岩 变形量曲线 1 在 0～2 0 m范围内围岩移近量相对较小 ， 增 长趋 势较 为缓 和 2 在 2 O～6 0 m范 围内围岩 变形 剧烈 ， 其 中 在距离工作面 2 5 m是一个拐点 ． 在此点之后 。 围岩 变形量一直保持较高的斜率增长 3 6 O～9 0 m范 围内围岩变形量整体有所减 缓 。 但是变形量增加值仍然较为明显。 4 9 0 m 以后围岩变形趋势逐渐缓和 ， 最后在 距离工作面 1 0 0 m后达到完全稳定 总体来看 ．该沿空留巷围岩控制技术经现场工 业性检验 ．支护效果 良好 ，围岩稳定性得到有效控 制 5结论 以庞庄煤矿 张小楼井 9 5 2 1 0工作面 为研究对 象 ． 运用数值模拟 、 理论计算作为研究手段 ， 并与现 场实践相结合 ．对深部沿空留巷围岩控制技术进行 研究 ． 得到 以下结论 f 1 深部沿空 留巷 围岩应力和变形规律具有高 应力 、 围岩变形速度快 、 变形量大以及工作面后方围 岩活动期长的特点 2 通过数值模拟和理论分析得到巷道支护参 数为 ① 顶板锚杆参数 直径 2 2 m m、长度 2 4 0 0 m m、 间排距 7 5 0 m m 8 0 0 mm； ② 实煤帮锚杆参数直径 2 2 m m、长度 2 4 0 0 m m、间排距 8 0 0 m m X 8 0 0 m m； ③ 锚索参数 直径 1 8 ． 9 m m、 长度 6 3 0 0 m m 、 间排距 1 3 0 0 m m1 6 0 0 mm。 3 工程实践表明庞庄矿张小楼井沿空留巷围 岩变形较为稳定 ．沿空留巷 围岩控制技术得到准确 验证 ．所 留巷道能够满足下个工作面的安全生产要 求 ． 所设计 的支护参数是合理的， 围岩变形得到有效 控制 参考文献 [ 1 ] 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 ， 2 0 1 0 ， 2 9 1 0 1 9 7 71 9 8 7 ． [ 2 ] 谢生荣 ， 张广超 ， 何尚森 ， 等． 深部大采 高充填 开采沿空 留巷 围 岩控制机 理及应用 [ J ] ． 煤炭学报 ， 2 0 1 4 ， 3 9 1 2 2 3 6 22 3 6 8 ． [ 3 ] 柏建彪 ， 周华强 ， 侯朝炯 ， 等． 沿空留巷巷旁支护技术 的发展 [ J ] 中国矿业大学学报 。 2 0 0 4． 3 3 2 1 8 31 8 6 ． 『 4 ] 陈勇 ， 柏建彪 ， 朱涛垒 ， 等． 沿空留巷巷旁支护体作用机制及 工程应用 [ J ] ． 岩土力学 ， 2 0 1 2 ， 3 3 5 1 4 2 7一l 4 3 2 ． [ 5 ] 张农 ， 韩 昌良， 阚甲广 ， 等． 沿空 留巷围岩控制理论 与实践 [ J ] 煤炭学报 ． 2 0 1 4． 3 9 8 1 6 3 51 6 4 1 ． [ 6 ] 陈勇 ， 柏建彪 ， 王襄 禹， 等． 沿空 留巷巷 内支护技术研 究与应 用[ J ] ．煤 炭学报 ， 2 0 1 2 ， 3 7 6 9 0 39 1 0 ． [ 7 ] 谢 文兵． 综放沿 空留巷 围岩稳定性影响分析 [ J ] ． 岩石力学与工 程学报 ． 2 0 0 4， 2 3 1 8 3 0 5 93 0 6 5 ． [ 8 ] 华心祝 ， 马俊枫 ， 许庭教 ．锚杆支护巷道巷旁锚索加强支护沿空 留巷 围岩 控 制 机 理研 究 及 应 用 『 J ] ． 岩石 力 学 与 工程 学 报 2 0 0 5 ， 2 4 1 2 2 1 0 72 1 1 2 ． 作者简介 王 琳 1 9 8 3 一 ， 男， 山东德 州人 ， 2 0 0 6年 毕 业于 中国矿业大学采矿工程专业 ． 徐州矿务集 团有 限公 司庞 庄煤矿 工程 师。 收稿 日期 2 o1 6 0 6 0 2