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追采动工作面小煤柱护巷分段控制技术研究

2014-09-15杨英明马振乾牛志勇

采矿与岩层控制工程学报 2014年4期
关键词:煤柱底板锚杆

杨英明,刘 阳,马振乾,牛志勇

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;2.四海广达科技有限公司,北京 100083)

追采动工作面小煤柱护巷分段控制技术研究

杨英明1,刘 阳2,马振乾1,牛志勇1

(1.中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院,北京 100083;2.四海广达科技有限公司,北京 100083)

为解决孤岛工作面小煤柱沿动压区掘进巷道所面临的各种问题,如采动影响时间长、范围大、变形严重等,基于FLAC3D,分析研究1405工作面采动影响下1404运输巷围岩变形破坏规律,确定1404运输巷里段(滞后1405工作面掘进)滞后1405工作面的距离及1404运输巷外段(与1405工作面对头掘进)进入1405停采线的距离。以此为指导,提出了“锚网喷、架棚、锚架”分段支护加固及修复方案设计,认为停采后稳定时间大于55d进行巷道修复比较有利,有效控制了追采动工作面小煤柱沿空掘巷的变形破坏。

小煤柱;孤岛工作面;动压区;迎头掘进;加固支护

SubsectionControllingTechnologyofRoadwayProtectedbySmallCoal-pillarinMiningFace

1 孤岛工作面概况

北皂煤矿1404工作面为煤1油2合采工作面,工作面长145m,采高4.0m,储量1.6Mt。位于1403工作面与1405工作面之间,其中1403工作面已回采完毕,1405工作面正在开采之中,因此1404工作面属于典型的孤岛工作面,与1405运输巷煤柱为4.5m,如图1所示。

图1 工作面布置

因采掘关系紧张,为满足工作面正常接替,需在1405工作面回采期间掘进1404运输巷,1404运输巷分为里段和外段两部分,里、外段同时施工。煤1顶板以含油泥岩为主,局部为粉、细砂岩,厚10~15m。含油泥岩水平层理发育,具韧性,局部易膨胀;砂岩为黏土质胶结,易碎。煤1底板为油页岩、含油泥岩及粉砂岩,厚度4~10m,岩性特征与煤1顶板大同小异,煤层地层柱状如图2所示。

图2 煤层地层柱状

2 原支护条件下巷道破坏特征

2.1 原支护设计

巷道断面为直墙半圆拱形,尺寸3.8m×3.1m,采用锚网喷支护。正常情况下,循环进尺1800mm,最大控顶距2100mm,锚杆间排距900mm×900mm,喷浆厚度50mm;过断层、顶板破碎或压力大时,循环进尺缩短为900mm,锚杆间排距800mm×800mm。

2.2 原支护方式下巷道破坏特征

现场统计结果表明,1404运输巷里段由于滞后1405面比较远,未受到1405工作面采动影响,支护状态良好,但随着掘进迎头滞后1405工作面的距离减小,巷道变形逐渐加剧,尤其当滞后距离小于150m时,巷道变形较大,破坏较严重。

1404运输巷外段在未受到1405工作面采动影响前,支护状态良好,但随着1405工作面的推进,尤其当巷道进入1405工作面后方时,巷道变形破坏严重。

3 动压区送巷矿压显现规律数值模拟

3.1 数值模型的建立

为研究1404工作面运输巷4.5m小煤柱动压区送巷的矿压显现规律与围岩变形规律,建立大型的FLAC3D数值模型,模型大小为长×宽×高=500m×400m×60m。材料模型定义为Mohr-Coulomb模型,模型边界条件设置为6个边界均法向约束,根据埋深及覆岩密度在模型顶部施加-2.5MPa的垂直应力。根据钻孔柱状图2,简化岩石分层为20m含油泥岩煤1油2底板,每5m划分为1层;4m煤1油2层,每1m划分为1层;16m含油泥岩煤1油2顶板,每4m划分为1层;30m泥灰岩上覆岩层,每10m划分为1层。定义各层参数如表1所示。

表1 模型岩石力学参数

3.2 1404运输巷里段后追1405工作面掘进模拟

3.2.1 模拟方案

将初始数值模型计算平衡后,将位移归零。根据预定开采方案,开采1403工作面,形成一侧采空区,并将位移归零,然后开采1405工作面。经过一段时间后,在1405工作面后方开掘1404运输巷。从1404运输巷里段掘进迎头滞后1405工作面300m时开始进行模拟,然后1405工作面以每次5m的速度向前推进,同时1404运输巷里段以每次15m的速度向前追尾掘进,之后按照原锚杆支护方案打设锚杆。每次推进及掘进、支护后重新计算一次,并记录数据,直到1404运输巷里段掘进迎头滞后1405工作面60m时为止。最后根据每次计算平衡后,1404运输巷里段顶底板移近量及垂直应力和两帮移近量及垂直应力,分析1404运输巷里段巷道顶底板和两帮滞后1405工作面不同距离下的变形与稳定情况。

3.2.2 1404运输巷里段模拟结果分析

通过数值模拟,可以得到1404运输巷里段滞后1405工作面不同距离时,巷道垂直应力、顶底板最大移近量、两帮最大移近量、锚杆支护受力,如图3、图4、图5所示。

图3 里段巷道垂直应力

图4 里段巷道围岩变形

图5 里段锚杆支护受力

巷道垂直应力最大值,随着掘进迎头滞后1405工作面距离的减小而增大。在巷道迎头滞后工作面100~90m之间垂直应力开始有明显增加。围岩变形随着掘进迎头滞后1405工作面距离的减小而增大。当巷道与工作面滞后距离小于100m情况下,顶底板与两帮都开始出现大于1m的移近量,会给巷道的维护与使用带来很大困难。综合考虑围岩变形与生产接续,1404运输巷里段巷道滞后1405工作面距离不宜小于90m,并要做好加强支护与巷道返修准备。

随着1404运输巷里段滞后1405工作面距离的不断减小,顶板以及两帮上的锚杆受力都在逐渐增加,说明锚杆支护对控制围岩变形的作用在逐渐加大。同时可以看出,煤柱帮锚杆受力比顶板与实体帮锚杆受力明显大的多,说明在煤柱帮上的锚杆支护所起作用要远远强于顶板与煤体帮。由于顶板上锚杆所起到的作用比在煤柱帮上小的多,并且顶板变形量较大,因而在施工时要借助其他支护方式与锚杆支护一起来对顶板变形较大的地段加强控制。

3.3 1404运输巷外段与1405面对头掘进模拟

3.3.1 模拟方案

将初始数值模型计算平衡后,将位移归零。根据预定开采方案,先开采1403工作面,形成一侧采空区,将位移归零,然后开采1405工作面。从1404运输巷外段与1405工作面对齐时开始进行模拟,将这种情况计算到平衡;然后工作面以每次5m向前推进,每次推进计算1次,直到巷道与工作面相错80m时停止计算。最后根据每次计算后巷道顶底板移近量及垂直应力和两帮移近量及垂直应力,判断1404运输巷外段巷道顶底板和两帮在工作面开采影响下的变形与稳定情况。

3.3.2 1404运输巷外段数值模拟结果分析

如图6、图7、图8所示,可以得到对头施工时,1404运输巷外段与1405面相错不同距离时,巷道附近垂直应力、顶底板最大移近量、两帮最大移近量和锚杆支护受力最大值。

图6 外段巷道垂直应力

图7 外段围岩变形

图8 外段锚杆支护受力

当1404运输巷外段与1405面对头施工时,1404运输巷外段巷道垂直应力随着巷道迎头进入1405工作面停采线距离的增大而不断增大,从巷道进入1405工作面停采线40m时开始增大幅度明显减小。外段巷道进入1405工作面停采线后方距离越远,巷道顶底板移近量增加越大,但两帮移近量没有太大变化。从控制围岩变形与生产接续的角度考虑,1404运输巷外段巷道进入1405停采线距离不宜超过40m,在现场施工过程中一定要加强对顶底板的变形控制。

随着1404运输巷外段进入1405工作面停采线距离的加大,顶板及煤柱帮锚杆受力逐渐增加,这说明了锚杆支护作用也在不断增加。而对比里段模拟结果,发现1404运输巷外段锚杆受力明显比里段小,说明外段巷道锚杆支护作用没有里段巷道的大,对限制围岩变形的效果没有里段的明显,因而在外段巷道掘进时不宜进入1405工作面停采线距离过大,并且还要同时借助其他支护方式来加强顶板与两帮的变形控制。

4 动压区巷道加固与修复方案及现场试验

4.1 1405回采期间1404运输巷支护与加固措施

4.1.1 1404运输巷外段加固方案

1404运输巷断面3.8m×3.1m,正常段采用锚网喷支护,施工层位位于煤1油2层, 当1404运输巷外段迎头距1405工作面停采线105m时,采用旧U型钢棚加固,进入1405工作面停采线后,采用锚架支护。进入停采线50m后停止掘进,并对迎头外70m采取单体液压支护及横木撑加固,排距0.9m。

4.1.2 1404运输巷里段加固方案

在1404运输巷里段滞后1405工作面掘进期间,随着二者距离的减小,巷道变形与破坏逐渐加剧。根据观测结果,提出了不同地段巷道支护加固措施。

4.1.2.1 距1404切眼300~533m巷道加固方案

1404运输巷里段施工300m时滞后1405工作面240m,工作面已推过该点58d,由于受4213及4213煤柱及小断层影响,改为架棚支护,采用11.07U型钢棚。

4.1.2.2 距1404切眼533~670m巷道加固方案

1404运输巷里段施工533m时滞后1405工作面136m,工作面已推过该点30d,采用11.07U型钢棚支护,对现迎头后50架钢棚棚腿补打固定锚杆,固定锚杆补打在棚腿底盘上600mm处,采用φ16mm×1830mm金属麻花锚杆,每根锚杆采用2支3540型树脂药卷,锚固力不小于60kN,锚杆垂直于棚腿打设,误差不超过6~8°。

4.1.2.3 距1404切眼670m以后巷道加固方案

1404运输巷里段施工670m时滞后1405工作面86m,工作面已推过该点22d,迎头采用11.07U型钢棚支护,同时加强喷浆管理措施,即迎头向前施工时,初喷于24h内进行,初喷厚度30mm,初喷时要求对左侧巷道的大裂隙进行喷浆封闭。复喷滞后迎头不超过55m,巷道左侧复喷厚度80mm,右侧复喷厚度50mm。

不同地段支护加固措施见图9。

图9 不同地段巷道支护加固措施

4.2 1405工作面停采后1404运输巷返修方案

4.2.1 1404运输巷外段返修方案

1404运输巷外段由于停掘时间较长,受1405工作面采动影响局部地段帮部破碎内收、底鼓较严重,尤其是巷道未复喷段棚腿内收,达不到巷道设计宽度3.4m,为此由外向里进行返修,方案如下:1404运输巷外段轻微底鼓段采用人工挖底,严重底鼓段采用掘进机挖底。1404运输巷外段距迎头0~60m范围对巷道两帮内移的棚腿进行修复,采用木背板背棚,背板间距不大于500mm。在棚腿铁鞋上200mm处各打设1组固定锚杆,固定锚杆与水平面呈20°角向下打设,锚杆为φ16mm×1830mm,每根锚杆采用2支3540型树脂药卷,锚杆锚固力不小于60kN。1404运输巷外段距迎头60~150m范围巷道锚喷段,将顶板开裂喷层敲除后喷浆,当巷道顶部网兜垂度大于0.3m时将网兜破除,破除后按排距800mm×800mm补打锚杆,然后进行喷浆,喷浆累计厚度不小于50mm。

4.2.2 1404运输巷里段返修措施

1404运输巷里段距迎头0~190m巷道U型棚变型严重,需对该段进行全断面返棚施工;运输巷距迎头440~520m巷道锚喷段局部宽度不足3.4m、顶部破碎内收、底鼓较严重,需进行扩帮、挖底处理。

4.2.2.1 1404运输巷里段返棚方案

返棚仍采用11.07m2旧U棚喷支护时,棚距0.9m,临时支护最大控顶距1.3m;顶板破碎及压力大时,棚距缩小为0.8m,临时支护最大控顶距1.2m。全断面返修钢棚时,必须提前在棚空顶板打设至少2根锚杆,锚杆间距0.6~0.9m。棚腿铁鞋上200mm处各打设1组固定锚杆,固定锚杆与水平面呈20°。修复48h内进行初喷,初喷厚度20~30mm,复喷距离不得超过80m,累计复喷厚度80mm。

4.2.2.2 1404运输巷里段扩帮方案

仅对锚喷直墙段进行扩刷,扩刷后巷道宽度不得小于3.6m,每次扩刷长度不大于1.5m。扩刷后施工φ16mm×1830mm的金属麻花锚杆,间排距800mm×800mm,每根使用2支3540型树脂锚固剂,并挂设金属网喷浆封闭,喷浆厚度不得小于50mm。

4.3 1404运输巷返修期间矿压观测

利用“十字布点法”对返修后的1404运输巷进行巷道表面位移观测,得到返修或掘进后30d围岩变形量统计结果(表2),距离1405工作面距离中,“+”值表示位于1405停采线外侧距离;“-”值表示位于1405停采线以内的距离。

表2 1404运输巷返修或掘进后30天围岩变形量统计

由表2可知,1404运输巷贯通及巷道返修期间,新掘巷道(图中距离停采线-50~-170m地段)变形最大,而返修地段(图中距离停采线82~-50m地段,以及-170~-265m地段)变形相对较小。出现上述现象的原因,一方面是由于位于1405停采线后方的1404运输巷在修复前受破坏较严重,而位于1405停采线前方的1404运输巷在修复前受破坏较轻;另一方面是由于1405停采线后方顶板运动尚未完全停止,对1404运输巷仍有较大影响。

总的来看,巷道修复及巷道贯通的时间,有些偏早,滞后1405面停采时间偏短,巷道变形量较大。由表2可见,停采后稳定时间大于55d进行巷道修复或贯通较为有利。

5 结论

(1)基于数值模拟软件FLAC3D,分析研究在1405工作面采动影响下1404运输巷巷道顶板、底板及两帮变形破坏规律,确定1404运输巷里段巷道滞后1405工作面距离不宜小于90m,1404运输巷外段巷道进入1405停采线距离不宜超过40m。

(2)根据1404运输巷外段及里段在1405面动压影响范围期间巷道变形及破坏情况,提出了外段“锚网喷、钢棚加固、锚架”和里段“锚网喷、架棚、棚喷”分段加固支护方案,并提出相应的修复方案,实践表明,修复巷基本满足生产需要。

(3)修复时间滞后1405面停采时间26d太短,应适当加大到55d以上,最好能延长至2个月以上。

[1]陆士良.无煤柱护巷矿压显现研究[M].北京:煤炭工业出版社,1993.

[2]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].北京:煤炭工业出版社,1994.

[3]王同旭,秦忠诚.围岩变形的时间性与支护作用原理[J].矿山压力与顶板管理,2001(4):6-7.

[4]黄志刚,王金旭.采用沿空留巷新技术提高矿井安全和效益[J].煤炭技术,2009,28(8):65-67.

[5]石占忠.沿空留巷联合支护技术[J].甘肃科技,2006,22(10):38-40.

[6]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,2012,33(5):1427-1432.

[7]朱永鹏.不同围岩条件下沿空留巷技术研究及应用[D].泰安:山东科技大学,2010.

[8]刘小峰.小煤柱动压掘进巷道控制技术研究[J].煤矿开采,2011,16(1):64-66.

[责任编辑:王兴库]

2013-12-16

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.04.025

杨英明(1988-),男,山东青州人,博士研究生,从事煤矿矿山压力与围岩控制方面的研究。

杨英明,刘 阳,马振乾,等.追采动工作面小煤柱护巷分段控制技术研究[J].煤矿开采,2014,19(4):84-87,37.

TD353

B

1006-6225(2014)04-0084-04

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