高应力集中区域沿空掘巷支护的研究与实践
2014-06-16董清旺和吉敏
董清旺 和吉敏
摘 要:红阳二矿为了保证矿井正常生产接续,安全高效发展,在西三采区7煤工作面的高应力集中区域沿空掘巷,通过优化巷道支护设计,取得了良好的实践效果,具有良好的推广前景。
关键词:高应力 巷道 支护技术
中图分类号:TD52 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2014)02(a)-0114-02
红阳二矿西三采区七煤煤层走向长1.08 km,倾斜方向1.67 km,自北向南倾斜,采区轨道巷、回风巷、集中运煤巷沿煤层的边缘布置,采场布置为单翼开采,共讲可设计采面5个走向长壁式采面,设计开采顺序沿倾斜依次为3700~3705。因为采面为依次开采,形成了采面后退采煤与掘进前掘相向进行的局面。又因为最大限度的回收煤炭资源,减少煤柱的占煤量,且必须考虑上一采面老空水的危害,我矿确定了下一采面的回顺与上一采面的保留10 m煤柱布置,根据大量的科学依据及我矿历史资料显示,10 m煤柱为我矿应力集中区域,因此采掘相向施工时,巷道收敛、变形量很大,十分必要对巷道的支护进行优化,为安全高效的进行煤炭生产活动提供技术支持。
1 巷道受力变形特征及原因分析
(1)巷道变形的特征:在应力集中区内开掘的巷道受上邻近采空区的影响较明显,尤其是回采过程中表现最为突出。在采用常规支护的方案时,往往是掘进期间巷道围岩变形量小于采场开采后的变形量。采动影响后,巷道围岩变形明显加大;相对于底板移近量,围岩变形主要以两帮为主,变形特征主要向巷内挤入。在掘进期间,左、右帮移近量基本一致,巷道变形在距掘进工作面50 m后趋于稳定。在回采期间,煤柱侧帮移近量明显大于另一帮。在顶底板移近量中,而在受采动影响时,巷道底鼓明显大于顶板下沉。
(2)巷道变形破坏的原因:主要是以邻近采空区应力集中的影响。我矿回采工作面的回顺(或运顺)为沿空掘巷,掘进巷道与上一区段采场煤柱为10 m。受采空区影响巷道布置邻近采空区的应力集中区的最高点。掘巷前后应力分布图见图1。
1——掘巷前应力分布;2——掘巷后应力分布;
I—松散区;Ⅱ—松驰区;Ⅲ—塑性区;Ⅳ—弹性区应力升高部分;Ⅴ—原始应力区;
x-KB0
U=k1e-λ(__________________)+ u0
B0
式中:
u——巷道围岩相对移近量,mm;x——护巷煤柱宽度,m; B0——能使巷道保持稳定状态的煤柱最小宽度,m;
u0——没有侧向支承压力影响时巷道围岩相对移近量,mm;K1、λ——待定系数;K——系数,K取1/3—1/5;
由该公式可以得出u—x的曲线关系图,如图2。由此可见围岩变形在煤柱宽度10 m左右存在最大值。因此说主要影响来自采空区的应力集中。巷道变形与护巷煤柱宽度的曲线图见图2。
2 常规支护技术的优化
2.1 常规支护技术存在的主要问题
主要问题是关键部位支护强度不够。受高应力的影响,支护体首先在较为薄弱的地方(即巷道支护关键部位)出现过量变形、岩石松动和破坏,进而形成破碎区。原来的常规支护忽视了对底膨的治理,两底脚的锚杆均为长度2.1 m左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护。对于两帮没有针对受垂直压力向内挤入、防溃帮进行特殊支护。优化前巷道支护断面图见图3。
2.2 常规支护的优化
支护工艺流程:巷道掘进→顶板支护→打注帮锚杆进行护→巷道前掘30米后打煤柱帮锚索进行支护补强。
顶板支护:矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合锚杆支护,并进行锚索补强。∮20 mm长2400 mm的右旋无纵筋螺等强锚杆,锚杆间排距800 mm×800 mm。金属网采用10#铁线编制成,网孔70×80 mm,其规格为5×1.1 m。锚索选用7股17.8 mm×5000 mm的钢绞线扭制成,间排距2400 mm×800 mm。配用12#矿用工字钢或U型钢加工成的托盘,托盘长度250~300 mm。锚杆托盘选用7 mm厚钢板制成,规格120×120 mm,中孔21 mm。锚索采用3支Z2350树脂药卷,锚杆采用2支Z2350树脂药卷进行锚固。
帮支护:每侧帮3根长∮20 mm长2100 mm左旋无纵筋螺等强锚杆。两底脚锚杆支护加长至2.4 m。煤柱帮采用两根锚索与矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合补强。锚杆间排距800 mm×800 mm。优化后巷道支护断面图见图4。
3 效果检验
为了检验优化支护方案的支护效果,在巷道中布置每50 m布置一个围岩表面位移监测断面,每20 d监测一次,共监测120 d,监测结果见图4所示。从图中可以看出,巷道的顶板下沉量、底臌量、两帮位移量和顶底板位移量都不是很大,通过与常规支护的监测数据比对:其中顶板的下沉量与优化前无显著变化。两帮的底脚锚杆的加长有效的控制了底臌,底臌量由由优化前的最大350 mm,降至292 mm。两帮位移量由优化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱侧帮由优化前的338 mm降至145 mm,由此可见优化支护方案提高了支护结构的整体性和支撑能力,有效地控制了采空区高应力集中区域对巷道的破坏,大大减少了巷道维护量保证了巷道的稳定和矿井的正常生产。优化支护前后巷道变形量监测图见图5。
4 结语
采空区影响下的高应力集中区域内巷道的支护是一个时间、空间上的问题,即在巷道的变形过程中采用合理的支护方式进行适时支护,巷道支护的成功与否,与每个支护措施的支护顺序、位置、时间紧密相关,每个环节都很重要。针对我矿主要采用的沿空掘巷,在回采过程由于动压所产生的前支撑压力以及侧支撑压力,对巷道的破坏,通过优化巷道支护设计能够有效的控制巷道的收敛变形,取得了良好的实践效果。endprint
摘 要:红阳二矿为了保证矿井正常生产接续,安全高效发展,在西三采区7煤工作面的高应力集中区域沿空掘巷,通过优化巷道支护设计,取得了良好的实践效果,具有良好的推广前景。
关键词:高应力 巷道 支护技术
中图分类号:TD52 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2014)02(a)-0114-02
红阳二矿西三采区七煤煤层走向长1.08 km,倾斜方向1.67 km,自北向南倾斜,采区轨道巷、回风巷、集中运煤巷沿煤层的边缘布置,采场布置为单翼开采,共讲可设计采面5个走向长壁式采面,设计开采顺序沿倾斜依次为3700~3705。因为采面为依次开采,形成了采面后退采煤与掘进前掘相向进行的局面。又因为最大限度的回收煤炭资源,减少煤柱的占煤量,且必须考虑上一采面老空水的危害,我矿确定了下一采面的回顺与上一采面的保留10 m煤柱布置,根据大量的科学依据及我矿历史资料显示,10 m煤柱为我矿应力集中区域,因此采掘相向施工时,巷道收敛、变形量很大,十分必要对巷道的支护进行优化,为安全高效的进行煤炭生产活动提供技术支持。
1 巷道受力变形特征及原因分析
(1)巷道变形的特征:在应力集中区内开掘的巷道受上邻近采空区的影响较明显,尤其是回采过程中表现最为突出。在采用常规支护的方案时,往往是掘进期间巷道围岩变形量小于采场开采后的变形量。采动影响后,巷道围岩变形明显加大;相对于底板移近量,围岩变形主要以两帮为主,变形特征主要向巷内挤入。在掘进期间,左、右帮移近量基本一致,巷道变形在距掘进工作面50 m后趋于稳定。在回采期间,煤柱侧帮移近量明显大于另一帮。在顶底板移近量中,而在受采动影响时,巷道底鼓明显大于顶板下沉。
(2)巷道变形破坏的原因:主要是以邻近采空区应力集中的影响。我矿回采工作面的回顺(或运顺)为沿空掘巷,掘进巷道与上一区段采场煤柱为10 m。受采空区影响巷道布置邻近采空区的应力集中区的最高点。掘巷前后应力分布图见图1。
1——掘巷前应力分布;2——掘巷后应力分布;
I—松散区;Ⅱ—松驰区;Ⅲ—塑性区;Ⅳ—弹性区应力升高部分;Ⅴ—原始应力区;
x-KB0
U=k1e-λ(__________________)+ u0
B0
式中:
u——巷道围岩相对移近量,mm;x——护巷煤柱宽度,m; B0——能使巷道保持稳定状态的煤柱最小宽度,m;
u0——没有侧向支承压力影响时巷道围岩相对移近量,mm;K1、λ——待定系数;K——系数,K取1/3—1/5;
由该公式可以得出u—x的曲线关系图,如图2。由此可见围岩变形在煤柱宽度10 m左右存在最大值。因此说主要影响来自采空区的应力集中。巷道变形与护巷煤柱宽度的曲线图见图2。
2 常规支护技术的优化
2.1 常规支护技术存在的主要问题
主要问题是关键部位支护强度不够。受高应力的影响,支护体首先在较为薄弱的地方(即巷道支护关键部位)出现过量变形、岩石松动和破坏,进而形成破碎区。原来的常规支护忽视了对底膨的治理,两底脚的锚杆均为长度2.1 m左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护。对于两帮没有针对受垂直压力向内挤入、防溃帮进行特殊支护。优化前巷道支护断面图见图3。
2.2 常规支护的优化
支护工艺流程:巷道掘进→顶板支护→打注帮锚杆进行护→巷道前掘30米后打煤柱帮锚索进行支护补强。
顶板支护:矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合锚杆支护,并进行锚索补强。∮20 mm长2400 mm的右旋无纵筋螺等强锚杆,锚杆间排距800 mm×800 mm。金属网采用10#铁线编制成,网孔70×80 mm,其规格为5×1.1 m。锚索选用7股17.8 mm×5000 mm的钢绞线扭制成,间排距2400 mm×800 mm。配用12#矿用工字钢或U型钢加工成的托盘,托盘长度250~300 mm。锚杆托盘选用7 mm厚钢板制成,规格120×120 mm,中孔21 mm。锚索采用3支Z2350树脂药卷,锚杆采用2支Z2350树脂药卷进行锚固。
帮支护:每侧帮3根长∮20 mm长2100 mm左旋无纵筋螺等强锚杆。两底脚锚杆支护加长至2.4 m。煤柱帮采用两根锚索与矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合补强。锚杆间排距800 mm×800 mm。优化后巷道支护断面图见图4。
3 效果检验
为了检验优化支护方案的支护效果,在巷道中布置每50 m布置一个围岩表面位移监测断面,每20 d监测一次,共监测120 d,监测结果见图4所示。从图中可以看出,巷道的顶板下沉量、底臌量、两帮位移量和顶底板位移量都不是很大,通过与常规支护的监测数据比对:其中顶板的下沉量与优化前无显著变化。两帮的底脚锚杆的加长有效的控制了底臌,底臌量由由优化前的最大350 mm,降至292 mm。两帮位移量由优化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱侧帮由优化前的338 mm降至145 mm,由此可见优化支护方案提高了支护结构的整体性和支撑能力,有效地控制了采空区高应力集中区域对巷道的破坏,大大减少了巷道维护量保证了巷道的稳定和矿井的正常生产。优化支护前后巷道变形量监测图见图5。
4 结语
采空区影响下的高应力集中区域内巷道的支护是一个时间、空间上的问题,即在巷道的变形过程中采用合理的支护方式进行适时支护,巷道支护的成功与否,与每个支护措施的支护顺序、位置、时间紧密相关,每个环节都很重要。针对我矿主要采用的沿空掘巷,在回采过程由于动压所产生的前支撑压力以及侧支撑压力,对巷道的破坏,通过优化巷道支护设计能够有效的控制巷道的收敛变形,取得了良好的实践效果。endprint
摘 要:红阳二矿为了保证矿井正常生产接续,安全高效发展,在西三采区7煤工作面的高应力集中区域沿空掘巷,通过优化巷道支护设计,取得了良好的实践效果,具有良好的推广前景。
关键词:高应力 巷道 支护技术
中图分类号:TD52 文献标识码:A 文章编号:1674-098X(2014)02(a)-0114-02
红阳二矿西三采区七煤煤层走向长1.08 km,倾斜方向1.67 km,自北向南倾斜,采区轨道巷、回风巷、集中运煤巷沿煤层的边缘布置,采场布置为单翼开采,共讲可设计采面5个走向长壁式采面,设计开采顺序沿倾斜依次为3700~3705。因为采面为依次开采,形成了采面后退采煤与掘进前掘相向进行的局面。又因为最大限度的回收煤炭资源,减少煤柱的占煤量,且必须考虑上一采面老空水的危害,我矿确定了下一采面的回顺与上一采面的保留10 m煤柱布置,根据大量的科学依据及我矿历史资料显示,10 m煤柱为我矿应力集中区域,因此采掘相向施工时,巷道收敛、变形量很大,十分必要对巷道的支护进行优化,为安全高效的进行煤炭生产活动提供技术支持。
1 巷道受力变形特征及原因分析
(1)巷道变形的特征:在应力集中区内开掘的巷道受上邻近采空区的影响较明显,尤其是回采过程中表现最为突出。在采用常规支护的方案时,往往是掘进期间巷道围岩变形量小于采场开采后的变形量。采动影响后,巷道围岩变形明显加大;相对于底板移近量,围岩变形主要以两帮为主,变形特征主要向巷内挤入。在掘进期间,左、右帮移近量基本一致,巷道变形在距掘进工作面50 m后趋于稳定。在回采期间,煤柱侧帮移近量明显大于另一帮。在顶底板移近量中,而在受采动影响时,巷道底鼓明显大于顶板下沉。
(2)巷道变形破坏的原因:主要是以邻近采空区应力集中的影响。我矿回采工作面的回顺(或运顺)为沿空掘巷,掘进巷道与上一区段采场煤柱为10 m。受采空区影响巷道布置邻近采空区的应力集中区的最高点。掘巷前后应力分布图见图1。
1——掘巷前应力分布;2——掘巷后应力分布;
I—松散区;Ⅱ—松驰区;Ⅲ—塑性区;Ⅳ—弹性区应力升高部分;Ⅴ—原始应力区;
x-KB0
U=k1e-λ(__________________)+ u0
B0
式中:
u——巷道围岩相对移近量,mm;x——护巷煤柱宽度,m; B0——能使巷道保持稳定状态的煤柱最小宽度,m;
u0——没有侧向支承压力影响时巷道围岩相对移近量,mm;K1、λ——待定系数;K——系数,K取1/3—1/5;
由该公式可以得出u—x的曲线关系图,如图2。由此可见围岩变形在煤柱宽度10 m左右存在最大值。因此说主要影响来自采空区的应力集中。巷道变形与护巷煤柱宽度的曲线图见图2。
2 常规支护技术的优化
2.1 常规支护技术存在的主要问题
主要问题是关键部位支护强度不够。受高应力的影响,支护体首先在较为薄弱的地方(即巷道支护关键部位)出现过量变形、岩石松动和破坏,进而形成破碎区。原来的常规支护忽视了对底膨的治理,两底脚的锚杆均为长度2.1 m左旋无纵筋螺纹钢锚杆进行支护。对于两帮没有针对受垂直压力向内挤入、防溃帮进行特殊支护。优化前巷道支护断面图见图3。
2.2 常规支护的优化
支护工艺流程:巷道掘进→顶板支护→打注帮锚杆进行护→巷道前掘30米后打煤柱帮锚索进行支护补强。
顶板支护:矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合锚杆支护,并进行锚索补强。∮20 mm长2400 mm的右旋无纵筋螺等强锚杆,锚杆间排距800 mm×800 mm。金属网采用10#铁线编制成,网孔70×80 mm,其规格为5×1.1 m。锚索选用7股17.8 mm×5000 mm的钢绞线扭制成,间排距2400 mm×800 mm。配用12#矿用工字钢或U型钢加工成的托盘,托盘长度250~300 mm。锚杆托盘选用7 mm厚钢板制成,规格120×120 mm,中孔21 mm。锚索采用3支Z2350树脂药卷,锚杆采用2支Z2350树脂药卷进行锚固。
帮支护:每侧帮3根长∮20 mm长2100 mm左旋无纵筋螺等强锚杆。两底脚锚杆支护加长至2.4 m。煤柱帮采用两根锚索与矩形Φ12.5 mm×4.9 m钢丝绳钢带组合补强。锚杆间排距800 mm×800 mm。优化后巷道支护断面图见图4。
3 效果检验
为了检验优化支护方案的支护效果,在巷道中布置每50 m布置一个围岩表面位移监测断面,每20 d监测一次,共监测120 d,监测结果见图4所示。从图中可以看出,巷道的顶板下沉量、底臌量、两帮位移量和顶底板位移量都不是很大,通过与常规支护的监测数据比对:其中顶板的下沉量与优化前无显著变化。两帮的底脚锚杆的加长有效的控制了底臌,底臌量由由优化前的最大350 mm,降至292 mm。两帮位移量由优化前的最大604 mm,降至267 mm。煤柱侧帮由优化前的338 mm降至145 mm,由此可见优化支护方案提高了支护结构的整体性和支撑能力,有效地控制了采空区高应力集中区域对巷道的破坏,大大减少了巷道维护量保证了巷道的稳定和矿井的正常生产。优化支护前后巷道变形量监测图见图5。
4 结语
采空区影响下的高应力集中区域内巷道的支护是一个时间、空间上的问题,即在巷道的变形过程中采用合理的支护方式进行适时支护,巷道支护的成功与否,与每个支护措施的支护顺序、位置、时间紧密相关,每个环节都很重要。针对我矿主要采用的沿空掘巷,在回采过程由于动压所产生的前支撑压力以及侧支撑压力,对巷道的破坏,通过优化巷道支护设计能够有效的控制巷道的收敛变形,取得了良好的实践效果。endprint