沿空掘巷支护参数研究

沿空掘巷支护参数研究（精选7篇）

沿空掘巷支护参数研究 篇1

近年来, 随着煤矿开采技术的不断提高, 煤矿资源开发深度超过千米, 由于地压大、应力高等原因, 导致深井掘进、支护困难, 返修率高, 从而产生底鼓、顶板下沉、两帮收敛变形、冒顶、片帮等一系列问题。在下区段工作面回采后, 由于顶板岩层的冒落及上覆岩层的移动, 引起了围岩应力的重新分布, 在采空区两侧产生侧向支撑压力, 并且由于采空区边缘向煤体深处形成了应力降低区、应力升高区和原应力区。但是由于各矿井地质条件千差万别, 针对以上问题, 通过对陈蛮庄煤矿东翼3100采区现场实测的相关数据分析, 对3102轨道顺槽沿空掘巷巷道支护参数进行研究。

1 试验巷道的工程地质条件

该巷道北邻3103工作面采空区, 工业广场保护煤柱线以东, 巷道设计长度460m。

煤 (岩) 层为单斜构造, 煤岩层倾角12~28°平均20°, 老顶为6.3m粉砂岩, 直接顶为1m泥岩。直接底为0.6m泥岩, 老底为8.4m细砂岩, 煤厚平均3.1m, 煤层结构简单。

该巷道掘进区域内有DF37正断层, 落差0~6m, 对掘进影响较少, 采空区位于巷道倾斜方向下方, 因此不受采空区积水浸泡影响。

2 支护方式

3 支护效果分析

为了掌握3102轨道顺槽巷道围岩活动规律及支护效果, 为今后进一步优化和改进锚网索支护的参数提供依据, 在3102轨道顺槽使用“十字”交叉法设置6个表面位移测点以及5个顶板离层测点。通过每10天观测一次进行数据记录, 通过数据显示, 两帮表面移近量最大为100mm, 如图可以看出, 巷道断面收敛很小, 两帮变形得到有效控制。顶板下沉量最大为20mm, 可见, 采用锚网索联合支护对巷道顶板取得良好的支护效果。

4 结论

(1) 深井沿空掘巷应力大, 目前属于支护较困难巷道类型之一, 在顶板条件较好情况下, 采用锚网索合理布置, 可以对顶板进行有效的控制。

(2) 顶板锚杆能增加顶板下位岩层的完整性, 形成“组合拱”, 从而形成完整的承压层。

(3) 锚索锚入深部稳定岩层, 使浅部与深部形成有效组合, 对顶板及帮部起到较好的加固作用。

摘要：本文在介绍巷道围岩破坏机理和锚网索联合支护机理的基础上, 分析深井沿空掘巷主要特征, 阐述支护方式重点。同时结合锚网索联合支护在陈蛮庄矿支护中成功的实践, 论证了锚网索联合支护在深井沿空掘巷支护中应用的可靠性, 同时为同等条件下的支护应用进行工程类比借鉴。

关键词：围岩破坏机理,锚网索联合支护,支护机理

预留小煤柱沿空掘巷支护技术研究 篇2

关键词：小煤柱,沿空掘巷,锚网索支护

0 引言

煤柱宽度与回采巷道支护、安全生产以及煤炭资源回收率密切相关。我国大部分煤矿仍然依靠经验来确定煤柱宽度, 缺乏科学理论指导, 往往造成煤炭资源的浪费, 出现巷道回采及掘进中难以维护现象。沿空掘巷是上世纪70年代发展起来的新型巷道布置方式, 在淮南、平顶山、神华等矿区均成功运用[1,2]。由于受开采条件和支护方式的限制, 牛山煤矿未曾采用沿空掘巷布置, 其预留煤柱宽25 m, 此方法不仅对煤炭资源造成很大的浪费, 而且增加巷道的掘进量。如何兼顾煤炭资源回收率和巷道稳定性, 合理确定煤柱宽度, 目前该矿正进行此项工程实践。

1 工作面地质概况

试验巷道为3203综放工作面运输巷, 3203工作面属于二盘区, 北邻为3201已采工作面, 南侧为未开采区, 西部为该矿矿界, 东为二盘区运输大巷。该工作面推进长735 m, 工作面长120 m。地面平均标高941 m, 平均埋藏深171 m。

3#煤层综合柱状图如图1所示。

牛山煤矿开采3#煤层, 平均厚5.4 m, 煤层倾角8°～14°, 煤质较硬, 层理一般, 节理发育, 且赋存稳定, 煤层顶底板岩性均为砂岩、砂质泥岩, 直接顶为砂质泥岩, 深灰色较坚硬, 平均厚度为1.5m, 属中等稳定顶板;伪顶为砂质泥岩, 厚度为0.1～0.3 m, 赋存不稳定;老顶为中粒砂岩、泥岩;底板为粗粉砂岩、砂质泥岩, 厚2～7 m。

2 沿空掘巷控制技术理论分析

根据关键层理论和综放工作面采空侧上覆岩层活动规律可知, 沿空掘巷所处的应力环境与实体煤巷道不同。上区段工作面推过后, 关键顶板在下区段煤体内断裂形成侧向砌体梁结构, 则侧向集中应力向下区段深部煤体转移, 大结构下部煤岩处于应力降低区, 沿空巷道即布置在此应力降低区内。上覆岩层结构形成以后, 在煤体上方应力分布与底板应力分布组成了“压力拱”模型。按其应力值的相对大小可以分为3个区, 即应力增高区、应力降低区和原岩应力区[3]。应力降低区中的煤体处于塑性软化状态, 煤体产生新的裂隙并伴随显著变形;应力集中区的煤体在老顶断裂线附近是处于弹性状态, 仍保持着自身的承载能力, 岩体相对比较完整且变形相对较小;应力正常区为原岩应力区。根据压力拱的应力分布特点, 掘巷的位置有4种, 如图2所示。由受煤体上方侧向支承压力分布规律得出[4]:巷道位于3区时, 正处于侧向支承压力高峰区, 巷道不易维护;在位置4掘巷时, 巷道位于侧向支承压力的稳定区, 但煤柱损失比较严重。

沿空掘巷分为无煤柱掘巷和小煤柱掘巷两种。在位置1掘巷为无煤柱掘巷, 该法虽能充分开采煤炭资源, 根据该矿的具体情况, 存在巷道漏风、瓦斯涌出、老空水等不利因素;在位置2掘巷为小煤柱掘巷, 该法有利于发挥巷道帮锚杆的锚固效果, 并能很好地控制漏风、瓦斯涌出及老空水因素威胁。

3 巷道支护参数确定

3.1 小煤柱合理宽度确定

煤柱的留设主要取决于煤体自身的稳定性和承载能力。小煤柱的合理宽度选择应考虑以下因素:选择锚杆长度, 确保锚杆具有良好锚固性能、确定应力降低区范围、预留合理巷道围岩变形尺寸、掘巷断面尺寸及采区采出率。

通过对其各因素综合考虑, 并对其巷道进行数值模拟试验, 初步确定小煤柱预留宽度为5 m。在工作面回采过程中, 对巷道变形等参数进行监测, 并为相邻工作面预留小煤柱参数提供参考。

3.2 巷道断面

在充分考虑巷道的变形情况下, 满足巷道通风、行人的需求, 巷道设计为矩形断面:净宽×净高=3 000 mm×2 600 mm。

3.3 锚网索支护参数

(1) 顶板设计安装4根φ20×2 200 mm螺纹钢锚杆;采用加长锚固方式, 每根锚杆采用2支Z-2350树脂药卷锚固;锚杆间排距为800 mm×700mm, 铺设梯子梁和金属网, 顶板中间锚杆垂直顶板, 两侧角锚杆与铅垂线夹角20°。

(2) 靠采空区帮采用4根φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆;树脂药卷加长锚固, 采用3支Z-2350树脂药卷锚固;锚杆间排距为650 mm×700 mm, 铺设钢筋梯子梁和金属网, 梯子梁长2 200 mm, 竖向布置;上部3根锚杆平行钻进, 角锚杆与水平线夹角呈15°。

(3) 靠工作面帮采用4根φ20×2 200 mm的螺纹钢锚杆;树脂药卷加长锚固, 采用2支Z-2350树脂药卷锚固;锚杆间排距为600 mm×700 mm, 铺设钢筋梯子梁和金属网, 梯子梁长2 200 mm, 竖向布置。锚杆紧跟迎头及时支护。

(4) 顶板增加锚索加强支护, 每排锚杆打1套锚索, 锚索长8 000 mm, 直径15.24 mm, 运用3支Z-2350树脂药卷锚固, 锚索位居巷道顶板中间, 锚索滞后迎头距离小于5 m。

具体支护参数如图3所示。

(5) 其金属网采用800 mm×8 500 mm, 网孔为40 mm×40 mm, 采用φ4.2 mm冷拔钢筋编织网;另外, 锚杆及锚索尾部配有高强度锚具。

4 沿空掘巷施工安全技术措施

4.1 防冒顶措施

冒顶问题是沿空掘巷的主要问题, 应引起施工的高度重视。沿空掘巷围岩受工作面动压影响。特别是厚煤层沿底掘进, 顶煤松散, 极易发生冒顶事故。因此, 掘进过程中, 除了及时支护, 还需要做好充分的防护工作, 严防冒顶事故的发生。若发生冒顶事故, 或遇到煤层厚度变化或地质构造等应调整支护方式 (改为架棚支护) 或支护参数。为观察顶板的变化情况, 沿巷道中线方向每30 m布置1个顶板离层仪, 有专人每天进行观察并有记录, 离层仪数据达到120 mm时, 要补强支护。

4.2 防治水措施

先放后掘, 先在原运输巷道最低位置将老空水放完, 疏干老空并经检验确认无水后开始沿空掘巷。另外, 为确保安全, 在沿空掘巷过程中还要进一步加强探水, 每班要向采空区侧垂直打钻眼, 真正做到有掘必探, 先探后掘。特别是要搞清楚上个工作面的水窝位置, 当掘进到达相邻工作面水窝位置时, 要特别注意加强防范。

掘进过程中要做到保持好巷道方向, 确保煤柱宽度, 坚决防止出现煤柱时大时小的情况, 更不能出现误入采空区的情况。

4.3 防治有害气体进入掘进工作面的措施

加强掘进工作面瓦斯及其他有毒有害气体的检查监测, 及早发现问题及时处理。向采空区侧的探孔一定要用黄泥封实, 保持煤柱的宽度, 出现靠采空侧煤壁过于破碎或有漏气情况时, 在确保人身安全的前提下可采用喷浆等措施处理。

5 结语

为了监测巷道的支护质量, 在工作面回采巷道内布置测点进行了矿山压力监测, 结果表明, 牛山煤矿3203工作面采用留小煤柱沿空掘巷技术后, 巷道的稳定状况有较大的改善, 巷道的变形量减小, 巷道的翻修率大幅度降低, 支护成本也相对减少, 取得了良好的技术和经济效益。

参考文献

[1]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994

[2]冯京波.松散厚煤层全煤巷沿空掘巷锚索支护技术[J].煤炭科学技术, 2008, 22 (2) :23-26

[3]贝太伟, 周保精, 徐金海.沿空留巷矿压显现规律的数值模拟[J].能源技术与管理, 2012, 145 (3) :15-17

沿空掘巷支护参数研究 篇3

1 地质采矿条件

进行复采的煤柱为2351工作面, 其东北侧为2002年开采的2302工作面, 该面采宽180 m;西南侧为2003年开采的2303工作面, 该面采宽55 m;切眼距1338工作面净煤柱20 m, 南距离-458 m辅助水平水仓50 m。该煤柱工作面煤柱宽 110 m, 长960 m。工作面沿二叠系山西组3上煤层掘进, 为黑色, 块状及粉末状, 半亮型煤。属于简单结构煤层, 平均厚度2.44 m。工作面里部煤层倾角较大, 12°左右, 中、外部煤层倾角4°左右。工作面位于庄头背斜和向斜的轴部及李林背斜的南翼。从已经回采完的2302和2303工作面情况看, 区内地质构造简单, 地层平缓, 无大断层构造。预测工作面轨道巷在掘进施工中将会揭露落差在3.0 m左右的F1正断层。

工作面巷道小煤柱沿空掘巷, 护巷煤柱宽度5 m。胶带巷长度为1 281 m, 断面形状为矩形:B净=4.0 m, H净=2.6 m, S净=10.4 m2;轨道巷长1 281 m, 断面形状为矩形:B净=3.5 m, H净=2.6 m, S净=9.1 m2。

2 条带煤柱沿空巷道支护特点

复采煤柱两侧采空区经过几年时间, 周围的空间结构已经基本稳定。在留小煤柱沿空掘巷位置的上方, 顶板岩层发生断裂后形成了大的潜在垮落块体完全由小煤柱支撑的力学结构, 即由断裂的顶板—煤柱—底板形成的大结构[2]。这种大结构存在两种失稳的可能:其一是因小煤柱宽度太小, 潜在岩块体向巷道内发生回转失稳;其二是小煤柱垮塌, 顶板沿断裂线位置下沉, 发生切落或回转。这就是沿空掘巷的总体稳定性问题。

顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用, 但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用, 因为顶锚杆长度根本无法超出潜在垮落块体的范围, 锚杆长度范围内的岩石仍属于潜在垮落块体的一部分, 如果潜在垮落块体发生切落或回转失稳, 被顶锚杆支护的顶板岩石必然也会连同整个潜在垮落块体发生失稳。沿空掘巷顶板大结构的整体稳定性取决于巷道所在位置上方顶板岩层断裂线的位置以及煤柱的强度, 一旦小煤柱被压碎则靠其支撑的潜在垮落块体就会发生垮落。从巷道支护的角度而言, 顶板断裂线位置已经超出人为控制的能力范围, 在煤柱尺寸确定的前提下如何提高煤柱的强度是减少单体支柱用量的关键。小煤柱的支撑能力上升后, 就意味着对巷道上方顶板岩石或顶煤提供的垂直方向上的约束会随之提高。

综放沿空巷道另一个突出的特点是巷道围岩处于塑性区, 如何提高巷道围岩的强度, 发挥围岩的自承能力是进行破碎围岩支护的关键[3]。目前, 提高破碎围岩强度的方法通常有两种[4,5,6]:一是提高对破碎围岩的约束强度;二是提高破碎围岩的粘结强度, 即改变围岩的力学性质。对于已经达到强度极限进入屈服状态以后的岩石, 只要对其提供很小的约束作用, 就可以使其残余强度得到很大提高, 从而使岩层能够继续承受相当大的载荷, 大量的试验已经充分证明了这一点。

3 合理支护技术研究

根据2351工作面条带煤柱复采沿空掘巷留设煤柱宽度, 经过比较分析采用了以下的支护方案。

顶板采用Φ18 mm×2 300 mm高强度左旋连续螺纹锚杆, 间排距800 mm×800 mm, 高强度托盘120 mm×120 mm×10 mm, 每孔使用MSCK2350树脂锚固剂2块, 钢带采用U型3 600 mm×60 mm×3.8 mm, 金属网规格为3 700 mm×950 mm。锚索沿巷道掘进方向距中心线800 mm双排对称布置, 排距为1 600 mm, 锚索采用Φ15.24 mm的低松弛预应力钢绞线截制而成, 长度为6 000 mm, 每孔装入3支MSCK2360树脂药卷。锚索梁采用矿用10#槽钢加工而成, 梁长2 000 mm, 两锚索孔间距为1 600 mm;其中靠近工作面一侧的锚索要求其与竖直方向的倾角不小于15°倾向于工作面。

两帮采用Φ18 mm×1 800 mm高强度左旋连续螺纹锚杆, 间排距800 mm×800 mm, 每孔用1支MSCK2350树脂锚固剂, 护表靠近采空区一侧铺设2 200 mm×850 mm钢筋编织网及2 200 mm×60 mm×3.8 mm 钢带, 靠近工作面一侧铺设100 mm×100 mm钢筋编织网及2 500 mm×140 mm×2 mm型钢带。锚杆矩形排列, 金属网由Φ4 mm的冷拨钢筋制作, 顶网网格为50 mm×50 mm, 帮网网格为100 mm×100 mm, 两网片搭接长度为100 mm。

在施工过程中, 若遇采空区、断层、压梁、滑纹或破碎带, 造成顶板破碎压力大等现象时, 必须根据现场情况, 及时缩小锚索间排距, 改为多路锚索或加长锚索长度, 进行加强支护, 确保锚索锚入硬岩深度不得小于1 000 mm, 并及时补充安全技术措施。

4 巷道支护效果监测与分析

为了观测条带煤柱复采沿空掘巷的支护效果, 分别在两帮和顶板每隔50 m布设1个离层测点, 观测巷道的变形。巷道于2008年6月17日开始掘进, 10月25日结束, 其后的两帮及顶板变形如图1所示。

由图1可以看出:

1) 两帮及顶板在巷道开挖初期变形明显, 经过一段时间趋于稳定。巷道开挖以后作用于岩体上的应力重新分布, 巷道围岩内出现应力集中, 此阶段两帮及顶板变形明显增大。在掘进完成以后两帮及顶板变形量会逐渐增大但已不很明显, 最后趋于稳定。这与在井下观察到的两帮及顶板的宏观变形相符合。

2) 在相同测点非生产帮比生产帮的变形相对要大一些, 非生产帮只有5 m煤柱承受载荷, 煤柱处于采空区一侧, 上覆断裂岩层的重量全部由小煤柱承担, 因此非生产帮变形较大;两帮变形尤其是非生产帮变形明显大于顶板下沉, 巷道与最大水平应力平行, 顶板稳定性较好, 变形较小。

3) 巷道过断层段 (测点14处巷道掘进900 m时) , 巷道变形明显增大。断层会使围岩产生塑性区或松动区, 从而在过断层时巷道会出现明显的变形。

为了监测巷道掘进后两帮煤柱受力情况, 在2351工作面轨道巷安装了钻孔应力计 (进度400 m时, 非生产帮2.2 m处和生产帮5.0 m处安设1对;进度在590 m时, 非生产帮1.8 m处和生产帮3.0 m处安设1对;进度990 m时, 非生产帮1.0 m处和生产帮1.0 m处安设1对) 。现对其中3个钻孔应力计的观测数据进行分析, 两帮及顶板压力值如图2所示。

由图2可以看出:

1) 巷道掘进过程中压力逐渐增大, 巷道开挖以后, 其上部岩层重量将向周围新的支承点移动, 从而两帮压力都有增大的趋势, 这与两帮及顶板变形量相符合。

2) 非生产帮1.0 m处所受压力明显小于2.2 m处所受压力, 非生产帮侧采空区上方顶板垮落倾斜作用于非生产帮外侧, 压力呈现由外向内逐渐减小的趋势。

3) 非生产帮侧2.2 m处压力大于生产帮侧3.0 m处压力, 表明生产帮3.0 m处仍然没有达到外应力拱的峰值应力。

4) 两帮压力值最后趋于稳定表明:非生产帮所留煤柱宽度在当前的支护条件下能够承受上部岩层的重量。

同时, 在顶板中间位置附近布置1套多点位移计, 观测顶板离层情况。从图3— 4可以看出, 顶板离层值较小, 累计位移有8 mm。离层主要发生在5.5～6.0 m, 5.5 m以下顶板离层值较小, 说明顶板在薄弱层离层, 薄弱层往下整体下沉。顶板在掘进后第1天其围岩变形显著, 此后开始趋于稳定。两帮及顶板变形变化不大, 最后趋于稳定。总体而言, 锚杆加锚索的支护方式能够满足条带煤柱复采时的支护要求。

5 结论

1) 复采煤柱沿空掘巷进行支护时, 顶板锚杆可以对巷道周围一定范围内的岩层起到加固作用, 但对沿空掘巷的总体稳定性无法起到有效的控制作用。只有提高围岩的强度, 发挥围岩的自承能力才能对巷道起到有效的支护作用。

2) 巷道开挖以后, 作用于岩体上的应力重新分布, 应力向两帮转移使巷道两帮及顶板出现明显的变形。非生产帮侧采空区上覆断裂岩层重量全部由小煤柱承担, 非生产帮变形要大于生产帮, 巷道过断层时会出现明显的变形。由于上覆岩层断裂形成的倾斜岩梁作用于小煤柱, 非生产帮2.2 m处压力明显大于1.0 m处压力, 非生产帮2.2 m处压力大于生产帮3.0 m处压力, 表明外应力拱的拱角落于3.0 m之外。最终两帮及顶板所受压力及变形趋于稳定, 表明小煤柱侧支护方式能够满足支护要求。

3) 顶板离层值较小, 累计位移有8 mm, 离层主要发生在5.5～6.0 m, 5.5 m以下顶板离层值较小, 说明顶板在薄弱层离层, 薄弱层往下整体下沉。

4) 由于该工作面为充填开采且巷道掘进完成后没有立即回采, 工作面回采过程中应力会重新分布, 回采前该支护方式能满足支护要求。随着工作面的推进, 支护方式是否合理还需要进一步的监测。

摘要：分析了条带煤柱复采时沿空掘巷的支护特点, 针对某矿2351工作面的实际地质条件确定了具体的支护方式。在该支护方式下通过对巷道的支护效果监测分析, 认为巷道掘进完成以后变形和压力仍然有所增加, 但最终趋于稳定;表明采用高强度左旋连续螺纹锚杆加低松弛预应力锚索的联合支护方式能够保证巷道两帮及顶板围岩的稳定性。

关键词：条带煤柱,复采,沿空掘巷,联合支护

参考文献

[1]崔民选.2007中国能源发展报告[M].北京:中国社会科学出版社, 2007.

[2]陈炎光, 陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[3]邹喜正.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[4]宋振骐.实用矿山压力控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1988.

[5]王连国, 张志康, 张金耀.高应力复杂煤层沿空巷道锚注支护数值模拟研究[J].采矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) :145-149.

沿空掘巷支护参数研究 篇4

沿空掘巷是上世纪70年代发展起来的新型巷道布置方式, 巷道所处应力环境和维护条件均优于留宽煤柱巷道, 且在淮南、平顶山、神华等矿区均成功运用[1,2,3,4]。大同侏罗纪地层含15层可采煤层, 埋藏深度小于400 m, 由于大同矿区顶板坚硬、煤层坚硬的特殊条件, 使顶板管理、巷道布置和支护具有特殊性[4,5]。以大同矿区四台煤矿12#煤412盘区81215工作面回风巷为试验巷道, 对沿空掘巷支护参数进行研究, 为沿空掘巷支护设计的科学化提供借鉴。

1 地质条件

81215工作面所采煤层为12#煤, 与相邻工作空间关系如图1所示。煤层埋深为224.3~271.1 m, 平均埋深为262.1 m, 煤层厚度为2.35~2.59 m, 平均厚度为2.43 m, 煤层倾角1°~4°, 平均2.5°。81215工作面回风巷道净宽3.8 m, 净高2.7 m。掘进时沿顶板掘进, 煤层厚度不够2.7 m时, 沿顶起底掘进。

2 窄煤柱宽度确定

采用极限平衡理论和弹塑性理论计算合理的最小护巷煤柱宽度B[6,7,8,9]:

式中:x1为因相邻区段工作面开采而在本区段沿空掘巷窄煤柱中产生的塑性区宽度, m;x2为巷道掘进产生的塑性区半径, m;x3为考虑安全因素而增加的煤柱宽度, m。

代入相关参数, 计算合理窄煤柱宽度B为5.045~5.913 m。通过对各因素综合考虑, 确定窄煤柱留设宽度为6 m。

3 实验结果分析

3.1 支护方案1

(1) 顶板支护:采用φ18×1 700 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 锚杆间排距为900 mm×1 000 mm, 肩角锚杆排距为1 500 mm;采用110 mm×110 mm×10 mm的铁托盘;长钢带规格为3 200 mm×220 mm×3 mm的W型钢带。锚索φ17.8 mm×4 000 mm, 间排距为1 300 mm×3 000 mm。

(2) 帮部支护:锚杆规格及材质与顶板锚杆相同。锚杆间排距为700 mm×1 000 mm;每帮布置3根锚杆。托盘采用110 mm×110 mm×10 mm的铁托板;短钢带采用规格为450 mm×220 mm×4 mm的W型钢带。帮部金属网为直径8 mm的铁丝, 长3 700 mm, 宽2 200 mm。

方案1支护断面如图2所示。

3.2 支护方案2

(1) 顶部支护:采用φ22×2 200 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆, 间排距为850 mm×800 mm, 每排5根。钢筋托梁长度为3 700 mm。金属网直径8 mm, 网片长度为3 800 mm。

采用φ21.8 mm、长度6 000 mm的锚索, 锚索的间排距均为1 600 mm, 材质为1×19预应力钢绞线。锚索预紧力不低于120 k N。

(2) 帮部支护:锚杆规格及材质与顶板锚杆相同。锚杆间排距为700 mm×800 mm, 巷帮最上端锚杆距顶板300 mm, 每帮布置4根。采用150 mm×150 mm×12 mm厚蝶形托板。钢筋托梁长度为2 300 mm。金属网直径8 mm, 网片长度为3 500 mm。

方案2支护断面如图3所示。

3.3 支护方案模拟

分别对沿空掘巷方案1与方案2进行FLAC3D数值模拟, 对2种方案的塑性区、位移进行对比, 总结出适合的支护方案。

巷道围岩应力达到平衡后, 2种方案围岩的塑性区如图4所示。

采用方案1进行支护时, 巷道围岩大范围进入塑性状态, 围岩破碎严重, 支护效果难以保证。采用方案2时, 巷道围岩只有小范围进入塑性状态, 围岩变形处于受控状态。

巷道围岩应力达到平衡后, 2种方案围岩位移分布如图5所示。

采用支护方案1时, 巷道两帮变形量为140 mm, 其中沿空煤帮向巷道内侧移近量为80 mm, 实体煤帮向巷道内侧移近量为60 mm, 顶板下沉量为55 mm。采用支护方案2后, 巷道两帮相对移近量为90 mm, 其中沿空煤帮向巷道内侧移近量为50 mm, 实体煤帮向巷道内侧移近量为40 mm, 顶板下沉量为40 mm。与支护方案1相比, 巷道采用支护方案2后, 顶板最大下沉量和两帮相对移近量在初始支护的基础上减小了27.3%和35.7%。因此试验巷道支护方案选用方案2。

4 工程实践

采用方案2对81215工作面回风巷进行支护, 巷道掘进1~4 d内围岩变形最为明显, 5~7 d后, 围岩变形渐缓并趋于稳定, 如图6所示。

巷道两帮变形量最大值达到37 mm。实体煤帮向巷道内侧移近量15 mm, 占巷道两帮变形量的40.55%;沿空煤帮向巷道内侧移近量22 mm, 占巷道两帮变形量的59.45%。

巷道顶底板变形量最大值达到23 mm。其中顶板下沉量为8 mm, 占顶底板变形量的34.78%;底鼓量为15 mm, 占顶底板变形量的65.22%。

从巷道整体变形看, 巷道两帮及顶板变形量较小, 巷道围岩得到了有效控制, 能够满足实际生产需要。

5 结论

(1) 利用FLAC3D数值模拟方法分析了不同支护方式下巷道围岩垂直位移和水平位移的变化规律, 能够选择较为合理的锚杆支护参数。

(2) 现场矿压实测表明, 保留6 m煤柱能够满足巷道围岩稳定性, 巷道整体变形量较小, 能够满足实际生产需要, 巷道围岩得到了有效控制, 达到设计要求。该技术研究对四台煤矿实现高产高效以及推广应用沿空掘巷技术具有积极的借鉴作用。

参考文献

[1]柏建彪, 王卫军, 侯朝炯, 等.综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究[J].煤炭学报, 2000 (5) :478-481.

[2]马立强, 张东升.综放巷内充填沿空留巷工业试验[J].中国矿业大学学报, 2004 (6) .

[3]马立强, 张东升, 陈涛, 等.综放巷内充填原位沿空留巷充填体支护阻力研究[J].岩石力学与工程学报, 2007 (3) .

[4]董方庭, 宋宏伟, 郭志宏, 等.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报, 1994 (1) :21-32.

[5]齐中立, 柏建彪, 赵军, 等.沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究与应用[J].能源技术与管理, 2009 (2) .

[6]李东升, 李德海, 宋常胜.条带煤柱设计中极限平衡理论的修正应用[J].辽宁工程技术大学学报, 2003 (1) .

[7]杨科, 王颂华, 王树全.综放回采巷道护巷煤柱合理宽度分析[J].辽宁工程技术大学学报, 2006 (增刊1) .

[8]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 (1) .

沿空掘巷支护参数研究 篇5

新桥煤矿2203胶带顺槽为沿空巷道,2203工作面下相邻的2201工作面已开采完毕。

1 沿空掘巷预留煤柱合理宽度的确定

为大致确定煤柱的合理宽度,在煤柱中部沿煤壁向内设置监测线,如图1所示,按埋深550 m估算,该处垂直原岩应力约14~15 MPa左右,水平原岩应力8~9 MPa左右,相邻工作面开采结束后,煤柱内垂直应力集中区分布大致为:0~6 m范围为应力增高区,7~14 m范围为峰值应力区,煤柱内垂直应力峰值位置距煤壁距离约1 2 m左右,应力峰值近25 MPa,垂直应力集中系数达到1.9,15~20 m为应力降低区,16 m以后应力明显较低,21 m以后应力水平接近原岩应力。水平应力分布状况近煤壁处变化剧烈,且整体水平应力相对较小,约20 m后恢复到原岩应力,如图2所示,这种应力状态与煤层倾角和采空区位置有关。

结合煤柱内部监测线应力分布状况,煤柱的合理宽度应该在3~5 m。现分别研究煤柱宽度为2.5 m、3.5 m、4.5 m、5.5 m时沿空巷道围岩稳定性及应力分布状况。计算机模拟上述煤柱宽度下的巷道围岩应力分布和位移场,如图3~4。

由图4可以看出,高应力区距巷道都比较远,且此类型巷道的应力集中区主要分布在巷道左上角和右下角,方案设计时应给予考虑。当煤柱宽度为2.5 m时,巷道围岩应力集中,巷道整体变形十分严重,煤柱相当不稳定,不利于支护和安全生产。而煤柱宽度为3.5 m、4.5 m和5.5 m时,巷道应力较小,巷道变形不明显,且变形量相差不多,煤柱完整性好,利于支护和安全生产。

综上所述,考虑经济合理性和较高的采出率两个因素,确定煤柱宽度为3~4 m。

2 沿空掘巷支护方案的优化设计

选择两种支护方案,然后通过数值模拟,比较回采期间不同支护方案效果。

方案一(基本设计)。

(1)巷道顶板采用5根高强树脂锚杆加3.8 m长M4型钢带、菱形金属网联合支护,锚杆规格为Φ20×2200 mm,每根锚杆采用两节ZK23 35型树脂药卷加长锚固;锚杆间距850 mm,排距800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于120 k N。

(2)巷道高帮采用5根高强树脂锚杆加1.8 m长M4型钢带、菱形金属网联合支护,锚杆规格为Φ18×2000 mm。每根锚杆采用两节ZK2550型树脂药卷加长锚固;锚杆间距为800 mm,排距均为800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于100 k N。

(3)巷道低帮采用3根高强树脂锚杆加1.8 m长M4型钢带、钢筋网联合支护,锚杆规格为Φ18×2400 mm,每根锚杆采托盘,在用两节ZK2550型树脂药卷加长锚固;锚杆间距750 mm,排距800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于100 k N。

(4)顶板锚索按隔一行的五花布置,钢绞线规格为Φ17.8×6.3 m,锚索托盘采用与M4型钢带配套的M型,在托盘与索具间加一平垫板。每孔采用四节ZK23350树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果。锚索预紧力不低于80 k N,锚固力不低于150 k N。

(5)每两排钢带中间位置布置一套高预应力纵向桁架系统,钢绞线规格为Φ17.8×6.3 m,槽钢梁规格为14#、长2.2 m、两眼孔距1.6 m,桁架两根钢绞线分别穿过槽钢梁两头的眼孔,槽钢梁下眼孔距底板300 mm,槽钢梁平行帮部钢带铺设,分别向顶带45°、底30°角施工于巷帮围岩中,上眼深4.5 m,下眼深3.0 m,钢绞线外露部分通过专用锁具张拉固定于帮部槽钢梁。桁架钢绞线每孔采用四支ZK2550树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果;桁架排距为1.6 m,预紧力不低于80 k N,锚固力不低于120 k N。帮部桁架距迎头不大于10 m安装。

方案二(除去桁架和帮部钢带)。

(1)巷道顶板采用5根高强树脂锚杆加3.5 m长M4型钢带、菱形金属网联合支护,锚杆规格为Φ20×2200 mm,每根锚杆采用两节ZK2550型树脂药卷加长锚固;锚杆间距700 mm,排距800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于200 k N。

(2)巷道高帮采用5根高强树脂锚杆,菱形金属网联合支护,锚杆规格为Φ18×2000 mm。每根锚杆采用两节ZK2550型树脂药卷加长锚固;锚杆间距为700 mm,排距均为800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于200 k N。

(3)巷道低帮采用3根高强树脂锚杆,钢筋网联合支护,锚杆规格为Φ20×2400 mm,每根锚杆采用两节ZK2550型树脂药卷加长锚固;锚杆间距700 mm,排距800 mm。锚杆预紧力不小于50 k N,锚固力不小于200 k N。

(4)顶板锚索每两行一根,钢绞线规格为Φ17.8×6.3 m,锚索托盘采用400×200×10 mm大铁托盘。每孔采用四节ZK2550树脂药卷加长锚固,以保证锚固效果。锚索预紧力不低于80 k N,锚固力不低于250 k N。

当留巷煤柱宽度为3.5 m时,对上述2种支护方案进行模拟,得出掘进期间巷道围岩水平应力分布、垂直应力分布和位移场分布如图5~7。

从图7中分析可以得出以下结论:(1)回采期间,两种种支护方案下的巷道围岩水平应力在28~33 MPa左右,垂直应力在55~60 MPa左右,应力显著增加,应力主要集中在巷道左上角和右下角。(2)回采期间,方案一支护下的巷道围岩变形量较小,方案二由于又去掉了帮部钢带,两帮位移量明显增加,进一步影响巷道的顶、底,使顶、底位移量增加。(3)综合上面两条结论可以认为,回采期间由于围岩应力的急剧增加,由方案二支护的巷道变形量已经影响到安全生产,因此建议采用方案一设计进行支护。

3 结论

经过数值模拟分析和计算,并考虑经济合理性和回采率等实际因素,得到2203沿空掘巷合理的煤柱宽度为3~4 m,最后现场实际留设煤柱宽度为3.5 m。经过两种支护方案的数值模拟分析和计算,并考虑到与现场的差异,最后确定采用方案一进行本试验巷道的支护设计,即采用高强树脂锚杆、高预紧力锚索、M4型钢带加金属网联合控制巷道顶板;高强树脂锚杆、M4型钢带、双抗网与菱形金属网联合支护巷道两帮,沿空煤柱侧附加采用预应力桁架控制煤帮稳定与变形。

摘要：煤柱留设宽度和位置合理与否,直接关系到本层位煤层在回采过程中煤柱受力状态,所选择的巷道支护方式对巷道围岩的稳定性有决定性的影响。本文通过数值模拟,计算优化确定了预留煤柱的合理范围以及巷道锚杆支护方案与具体参数。

深埋巷道沿空掘巷支护技术 篇6

关键词：深埋巷道,沿空掘巷,锚网索支护,U型棚支护

281110综采工作面位于新集一矿二水平八采区东翼, 该工作面风巷埋藏深度为-519.3m～-547.8m, 北邻281108采空区, 跟11-2煤顶板施工, 施工中根据实际地质资料调整施工坡度, 掘进期间需从六采区11煤轨道上山上方通过。

1 煤层顶底板特征

老顶:以灰色、灰白色中细粒砂岩为主, 局部为灰色砂质泥岩, 靠近中下部局部发育一层极不稳定的炭质泥岩, 厚度2.44m～9.88m, 平均厚度5.88m。

直接顶:泥岩、砂质泥岩;灰色泥质, 含铝质, 平均厚度3.22m。通常在11-2煤顶板上1.4m～7.51m发育一层厚0.8m～2.8m的11-3煤。

直接底:泥岩, 厚度1.83m～9.44m, 平均厚度3.89m。煤层底板下为一层厚约0.53m的11-1煤, 黑色、块状、条带状、煤质差。

11-2煤层:黑色, 块状、条带状, 半亮型煤, 结构较复杂, 绝大部分含有2～3层夹矸。纯煤厚2.35m～3.85m, 平均纯煤厚度为3.05m, 全层厚度为3.65m。

2 支护设计

2.1 支护形式

支护形式以拱形锚网索支护为主, 顶板破碎不具备拱形锚网索支护条件时, 采用U型棚支护。拱形锚网索断面净宽×净高=4.8×3.6m, 顶部和帮部锚杆间排距均为800×800mm, 锚索间排距为1.2×1.6m (锚网索支护断面图见图1) ;U型棚断面净宽×净高=4.8×3.7m, 搪材棍、菱形网腰背, 棚间采用槽钢 (或角钢) 拉条固定。

2.2 支护材料及规格

(1) 拱部采用Φ20×2200mm锚杆, 帮部采用Φ18×2200mm锚杆, 间排距800×800mm;每排布置13根锚杆。

(2) 托盘采用10mm厚的钢板制成正方形, 边长为120mm, 并压制成弧形。

(3) 锚网由Φ6 m m圆钢制作, 网格100×100mm, 长×宽=1.0×2.0m或1.0×1.1m。

(4) 钢带:钢带采用Φ12mm钢筋焊制成梯子状, 长度为3.6m和2.2m及2.8m配合使用。

(5) 锚索规格为Φ21.8×7300mm, 每排布置三根, 间排距为1.2×1.6m, 锚索托板均为300×300mm及150×150mm两块, 由厚10mm钢板制作。

(6) 锚固剂采用Z2360型或Z2850型锚固剂, 拱、帮部锚杆均为2卷/根, 其直径必须与钻孔直径相配套。施工时, 若采用风锤打帮顶锚杆眼, 应使用Φ32mm的钻头, 锚固剂用Z2850型;若采用锚索机打顶部锚杆眼时, 应使用Φ28mm的钻头, 锚固剂用Z2360型。打锚索眼时使用Φ32mm的钻头, 锚固剂用Z2360型4卷/眼。

(7) U型棚采用29U型钢制作。

(8) 菱形网长×宽=2800×800mm, 拉钩长度480mm。

(9) 拉条采用80#槽钢或角钢加工, 其长度为1500mm。

(10) 木撞楔规格为1400×70×50mm或1800×70×50mm

2.3 架U型棚永久支护质量要求

(1) 架U型棚支护时帮顶应严实有劲, 棚间拉钩和木撑应齐全有效并成一直线, U型棚间木撑7道, 其中正顶1道, 距棚梁端头500mm各1道, 每帮拱基处和底板处各一道;拉钩3道, 其中正顶一道, 拱基处两边各一道。

(2) 架U型棚中线到每一侧距离误差为0mm～100mm;净高误差为0mm～100mm。

(3) 棚距误差±50mm, U型棚梁腿搭接550mm, 卡缆螺丝应采用力矩扳手紧固, 扭矩不小于140N m, 卡缆间距为200±20mm, 搭接处卡缆外侧距梁、腿端头距离为10mm～20mm。

(4) 搪材棍直径大于40mm, 采用2根一组, 搪材棍直径小于40mm (直径必须大于30mm, 否则不准使用) , 采用3根一组, 每组间距为300mm。菱形网搭接100mm～150mm, 并用14#以上铁丝双股连网, 连网点距不大于300mm, 腰背必须过肩并整齐严密。

(5) 严禁空帮空顶, 不得架等劲棚, 掉顶处必须用半圆木接实, 帮空处用岩石等硬料填实, 如果棚子与周围岩体接触不实, 每棚可用5～7块木刹左右对称将棚子刹紧, 以达到良好地支护效果。

(6) 平巷施工棚子应垂直顶底板, 前倾后仰不超过0.5°。

(7) 棚梁扭距不大于100mm。

(8) 过煤层期间, 当U型棚腿窝处于煤层中时, 必须对每根棚腿加穿一块木鞋 (或石鞋) , 其规格为长×宽×厚=250×250×100mm。

(9) 架设U型棚时, 在每一棚U型棚顶部正中偏左200mm位置以及U型棚两棚腿拉钩鼻处下200mm位置处各使用一道槽钢拉条 (或角钢拉条) 加固U型棚, 共计三根。

2.4 锚网索永久支护质量要求

(1) 锚杆、锚索间排距严格按设计要求施工, 锚杆间排距误差±100mm, 锚索间排距误差±150mm。

(2) 锚杆、锚索垫板应紧贴岩面, 垫板边方向与巷道方向尽可能保持一致, 避免歪斜。锚杆外露为15mm～50mm。锚杆、锚索应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩层面, 与巷道轮廓线的切线或主要岩层面夹角不小于75°。

(3) 锚杆拉力:帮、拱部锚杆均不小于10t (锚杆拉力器压力表读数不小于34.5MPa) , 螺帽紧固有力, 扭矩不小于140N m。每根锚索锚固力不小于14t (采用MS-15-150/55锚索张拉器) 。

(4) 锚网索支护的钢筋网采用锚杆、钢带压茬;钢带、锚网搭接100～150mm, 钢带搭接部位应正好位于锚杆眼位置, 用锚杆固定并用14#以上铁丝双股联网, 联网点距不大于300mm。两个循环之间的锚网压茬, 不准卸掉锚杆垫板螺帽, 并用双股14#以上铁丝联网。

(5) 锚网索支护巷道净宽中线至一侧距离误差为0mm～100mm, 压力大段允许放大到200mm;巷道净高误差为0mm～100mm。

(6) 锚网索支护岩性好时, 顶部锚杆紧跟迎头, 帮部锚杆可以滞后顶部锚杆6m, 岩性差时, 帮部锚杆、锚索紧跟迎头。

(7) 顶板较稳定的情况下, 综掘时锚索滞后迎头不超过25m;顶板破碎不稳定的情况下, 锚索紧跟迎头。

(8) 搅拌锚固剂45min后张拉锚索, 张拉预紧力控制在18MPa。 (采用MS-15-150/55锚索张拉器)

(9) 张拉时发现锚固不合格的锚索, 必须立即在其附近补打合格的锚索, 或者用张拉器将不合格的锚索拔出, 然后用锚索机将原来的钻孔重新钻进一遍, 重新安装。

(10) 锚索张拉器的压力表必须定期检查, 保证压力表正常可用。

3 顶板管理安全技术措施

(1) 严格按爆破图表及相关要求打眼、装药、放炮, 尽量减少对帮顶围岩破坏。

(2) 锚杆垫板紧贴岩面, 螺帽必须紧固, 失锚的锚杆必须及时补打, 锚拉力、扭矩必须达到设计值。

(3) 锚网索支护段, 放炮后支护顶板时, 岩性好时, 每次每排顶部支护锚杆的数量不得少于9根。

(4) 锚杆必须用机械或力矩扳手拧紧, 确保锚杆的托盘紧贴岩面。

(5) U型棚梁腿应接合严密, 木撑、拉钩应齐全有效, 腰背应整齐严密不空帮、空顶。

(6) 架棚时挖出的柱窝深度不小于200mm, 严禁超深后垫浮矸。严禁将棚子架在浮矸上。坚持使用前探梁等作为超前临时支护, 如顶板破碎, 岩性松软易掉顶时, 必须采用撞楔作超前临时支护。

(7) 严禁空帮、空顶、空肩窝, 空处要用硬料接实。

(8) 炮掘最大控顶距:架U型棚支护时为1.4m, 锚网索支护时为1.8m。采用综掘机掘进顶板稳定时, 锚网索支护的最大控顶距可以为2.6m, 即每循环最多掘进3排, U型棚支护的最大控顶距可以为1.4m, 即每循环最多架2棚;顶板破碎易掉顶时, 必须短掘短架, 架U型棚支护最大控顶距为0.8m。帮部较稳定的情况下, 帮部锚杆滞后迎头顶部锚杆不超过6m, 锚索滞后不超过25m。如煤 (岩) 壁松软易片, 帮部支护紧跟迎头, 锚索紧跟迎头。

4 结语

沿空掘巷支护参数研究 篇7

1 沿空掘巷窄煤柱围岩破坏机理

1.1 采空区附近煤体上支承压力分布规律

实践证明, 一定开采深度的媒体抗压强度存在稳定范围值, 随着综采面的推进, 煤体上支承压力出现峰值且峰值超出煤体最大抗压强度时, 支承压力发生转移而进入煤体内部, 造成煤体边缘进入塑性状态。4号煤层的埋深为300m~500m, 此深度煤体的抗压强度范围为10MPa~16MPa, 多数情况下远低于支承压力峰值, 使次煤层煤体处于塑性状态, 此时支承压力分布形式如图1所示。

1.2 回采巷道稳定性力学分析

巷道围岩需要采取支护时, 说明围岩应力已经大于围岩强度的屈服极限, 使围岩处于塑性状态, 处于此状态的围岩称之为塑性区。在整个煤层的巷道围岩中, 塑性区是有限范围的, 并且其随着应力变化、转移以及巷道围岩的位移, 塑性区范围变大, 这就导致围岩变形和破坏越来越严重。塑性区半径 (R) 与周边位移 (u) 的计算公式分别为:

其中:φ为围岩内摩擦角;G为围岩剪切模量 (MPa) ;p为原岩应力 (MPa) ;C为围岩内聚力 (MPa) ;Pi为支护阻力 (MPa) 。

由计算公式可看出, 内摩擦角及黏结力等构成围岩完整性的参数越大, 说明完整性越强, 塑性区半径及周边位移越小, 进而塑性区越小, 巷道围岩越稳定。另外, 计算公式也表明, 巷道围岩加强支护后, 围岩稳定性相应提高。

1.3 沿空掘巷煤柱留设宽度

目前, 沿空掘巷技术留设煤柱宽度的确定方法有经验法、数值模拟法、理论计算方法与现场测量法四种。通常来说, 在实际的工程中, 常采用现场实测法与数值模拟法相结合的方式来确定煤柱宽度。在确定煤柱宽度时, 需遵循几个主要原则:低应力区原则、煤柱自身稳定原则、预留围岩变形原则、隔离采空区原则、高采出率原则和锚杆良好锚固性能原则。

煤柱的合理宽度是确保巷道围岩稳定性和高采率的重要因素, 煤柱过宽则不能保障高采率, 煤柱过窄则使其承载能力降低, 造成锚固失效, 不能保证围岩稳定性。为达到二者兼而有之的效果, 需参考实测结果与数据模拟相结合方式, 依据极限平衡理论确定科学合理的煤柱宽度。计算公式如下:

其中:B为煤柱宽度;x2为锚杆锚入煤柱深度;x3为安全系数;m为上区段平巷高度;A为测压系数。

2 沿空掘巷煤柱尺寸及巷道支护参数模拟

结合4号煤层厚度、倾角及围岩条件等因素进行数值采集和模拟, 通过数值模拟研究围岩应力分布、矿压影响。对4号煤层进行巷道开掘与侧向工作面开挖, 采空区内约3倍采高的直接顶冒落, 并加应力约束。不同煤层厚度建立7种模型, 倾角选为5°~15°, 煤层厚度7m~13m, 基础模型尺寸为320m×40m×120m, 煤柱宽度范围为6m~15m。

经数值模拟分析可发现, 300m~500m埋深环境下, 煤层厚度6.60m~15.03m, 倾角5°左右, 此时7种模型呈现不同结果。模拟数据显示, 当煤柱宽度从6m开始不断增加时, 围岩塑性区及围岩变形逐渐减小, 倾角15°时, 煤柱14m为最佳值, 倾角为5°时, 煤柱9m为最佳值, 由此可见, 煤层倾角也是影响煤柱煤柱宽度的重要因素。

支护方案模拟选取三种方式, 即锚杆支护、加长锚杆+顶帮锚索支护与加长锚杆+锚索注浆支护。模拟结果显示, 在上帮移近量、下帮移近量与顶板下沉量三个重要指标方面, 加长锚杆+注浆锚索方案获得最佳效果, 这种支付方式下的围岩变形量最小, 减小百分比最为显著。

3 4号煤层巷道支护方式及参数

3.1 合理小煤柱尺寸理论计算

在低应力区与高采率原则的支配下, 4号煤层沿空掘巷煤柱宽度应尽量减小, 可根据公式 (3) 进行计算。在4号煤层环境下, 巷道中高取4m, 测压系数为0.2, 煤体黏聚力为1.265MPa, 应力集中系数为4.0, 巷道平均埋深380m, 重力密度为25k N/m3, 锚杆锚入煤柱深度取1.8m, 安全系数取0.66m。由此得出4号煤层小煤柱合理宽度尺寸为5.06m。

3.2 侧向煤体支承压力现场实测

为观察4号煤层推进工作面的侧向煤体支承压力分布特征, 在巷道内设置3个观测站, 设置观察中心点后, 以2m为间隔设置8个观测点钻孔, 深度2m~16m, 间差为2m, 每个钻孔内安置液压枕。3个观测点分别距停采线430m、580m、930m。

3.3 侧向煤体支承压力观测结果分析

分别对3个观测站的8个钻孔内液压枕采集到的内压及侧向媒体支承压力和应力进行数据分析, 结果显示, 随着采掘的进行, 每个观测站的钻孔都详细地记录了塑性区出现的煤体参数情况、侧向应力分布特点与煤体破坏情况。详细系数分布详见图2。

由检测到的数据结果可知, 4号煤层工作面推进中塑性区范围为7m~10m, 应力集中系数为1.09~1.62之间。

当采动影响稳定条件下, 4号煤层工作面侧向煤体塑性破坏深度为7~10m, 最小煤柱宽度尺寸为3m~5m, 再结合前文的模拟数值结果, 可确定合理煤柱宽度尺寸为5m左右, 平距4.8m。当采动影响未稳定条件下, 4号煤层工作面侧向煤体支承压力影响范围最大值约为10m, 此时的煤体宽度尺寸可定为10m左右, 平距9.6m。

通过本文的研究分析, 大同焦煤一矿井田4号煤层巷道围岩稳定的煤柱宽度尺寸可得到合理的计算和确定, 并且提供的方法可适用于4号煤层的沿空掘巷技术, 结合加长锚杆+全长锚固+锚索注浆联合方式支护时有效的, 能够获得良好的支护效果。

参考文献

[1]彭林军.特厚煤层沿空掘巷围岩变形失稳机理及其控制对策[D].中国矿业大学 (北京) , 2012.

[2]李敬佩.许疃矿无煤柱沿空掘巷的围压特征及关键支护技术研究[D].中国矿业大学 (北京) , 2014.

[3]彭林军, 等.特厚煤层小煤柱沿空掘巷数值分析及应用[J].岩土力学, 2013, 12.