综放开采回风上山加固技术研究
2018-03-22石建军李新元
石建军 李新元
(1.华北科技学院安全工程学院,河北省三河市,065201;2. 中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)
显德旺矿回采1193综放工作面(开采9#煤层)时,将一采区上方轨道上山作为回风道,同时也是矿井的总回风通道,大部分区域沿4#煤层顶板野青灰岩掘进,巷道经过多次整修,变形较大,与9#煤层间距为90 m。根据顶板岩层的活动规律,下方9#煤层的非充分开采或充分开采都将造成上方岩体不同程度的变形破坏,进而影响到巷道的变形和破坏程度,因此研究并采用合理的巷道加固技术,保证轨道上山的正常使用,对于高产高效开采具有重要的实践意义。
1 地质条件
9#煤层厚度4.55 m,直接顶为粉细砂岩,平均厚度4.89 m,以粉砂岩为主,含细砂岩,薄-中厚层状,夹层状或椭球状菱铁质结核,易相变,不稳定。伪顶为黑灰色砂质泥岩,平均厚度1.63 m。直接底为深灰色铝土质泥岩,平均厚度5.59 m,含铝土质及较多炭化植物化石,中部夹一层厚度不均的粉砂岩。老底为灰-深灰色粉细砂岩,平均厚度13.32 m,钙泥质胶结,中厚层状,含菱铁质结核。
一采区回风上山为矿井总回风通道,断面尺寸3 m×2.5 m,沿4#煤层顶板掘进,4#煤层厚度为0.91 m,与9#煤层间距约为90 m。
9#煤层工作面采掘布置图如图1所示。
图1 9#煤层采掘布置图
2 冒落带和裂隙带高度估算
根据覆岩岩性及煤层埋藏条件,岩性中硬时,缓倾斜条件下厚煤层开采时的垮落带hm和导水裂缝带高度hl的计算经验公式为:
式中:hm——垮落带高度,m;
hl——垮落带高度,m;
M——采高,m。
由表3可以看出,二级最小绝对差为0,二级最大绝对差为0.666667,代入关联系数公式可得如下公式:εi(k)=(0+0.5×0.666667)/(Δi(k)+0.5×0.666667)=0.3333335/(Δi(k)+0.3333335)。把各点的绝对差值代入公式,便可得到X0对Xi各指标的关联系数,见表4。
采用放顶煤一次采全高时,上覆岩层破坏高度与分层开采相比较为严重,为了安全起见,覆岩破坏高度取较大值。
因此,采高取4.55 m,9#煤层开采后,冒落带高度为13.38 m,导水裂隙带高度为47.4 m。
3 上覆岩层活动的数值模拟研究
3.1 计算模型的建立
数值模拟采用FLAC数值软件进行分析研究。按照一采区工作面的岩层结构及开采顺序关系,确定该工作面开采的数值模拟力学模型,如图2所示。
图2 FLAC数值模型图
1193工作面走向长度584 m,考虑到边界效益,两端各加50 m作为力学边界,9#煤层距回风上山间距为90 m,煤层下方取13 m,上山上方增加27 m作为边界,因此模型尺寸设计为684 m×130 m,走向长度684 m,高度130 m。模型共分21168个单元块,42966个节点。按照工作面回采工艺,9#煤层采用综采放顶煤一次采全高开采,以此研究顶板覆岩活动规律。
3.2 顶板岩层冒裂带的形成与发展
工作面推进到不同位置时水平应力变化情况如图3所示。当工作面推进250 m时,在采空区后上方15.2 m高度范围内出现拉应力区,拉应力最高值为1.25 MPa。在上方不同层位的岩层出现应力集中现象,可以分析裂隙带高度为35 m。当工作面推进584 m时,可以得出相同的结论,裂隙带高度为37.2 m。
根据煤层开采过程中上方岩体内水平应力的分析表明,9#煤层放顶煤开采后,冒落带高度为15.2 m,裂隙带高度为37.2 m。
3.3 顶板岩层垂直应力的变化
工作面推采至回风上山附近时上山处岩层垂直应力变化情况如图4所示。
图3 工作面推进到不同位置时水平应力变化图
4 回风上山沉降预计
采用国内成熟的概率积分法预计模型,采用中国矿业大学(北京)研制的MSAS开采沉陷分析系统,对此开采区域地表移动和变形进行计算分析。
1193工作面先开采,之后1195工作面、1197工作面后续开采时都会对地表造成影响,其岩层移动变形情况如图5所示,最大下沉量为3717 mm,由于上山下沉导致倾斜度发生变化最大为67.7 mm/m、-89.2 mm/m,水平变形为1255 mm、-966 mm,最大水平方向移动为-45.2 mm/m,最大曲率为-3.22 km-1。图中红色曲线代表地表采动时下沉值W;绿色曲线代表地表倾斜变化I;蓝色曲线代表地表采动时水平变形值U;天蓝色曲线代表地表水平方向移动ε;粉色曲线代表地表曲率K。
图5 1193、1195、1197工作面开采后上山位置岩层移动变形
1193、1195、1197工作面开采时上山两侧各50 m范围内不放顶煤时岩层移动变形情况如图6所示。
图6 1193、1195、1197工作面开采上山两侧不放顶煤时岩层移动变形
最大下沉量为1680 mm,最大倾斜为30.1 mm/m、-39.7 mm/m,水平变形为608 mm、-431 mm,最大水平移动为21.3 mm/m,最大曲率为-1.42 km-1。
1193、1195、1197工作面开采后一次采全高时地表移动变形情况如图7所示,最大下沉量为3055 mm,最大倾斜为19.8 mm/m、-21.8 mm/m,水平变形为1128 mm、-767 mm,最大水平移动为-17.5 mm/m,最大曲率为-1.42 km-1。
图7 1193、1195、1197工作面开采后地表移动变形
分析表明,在上山两侧各50 m不放顶煤时,下沉量为放顶煤时的45.2%,最大斜率为放顶煤时的44.5%,留设顶煤使巷道破坏的程度降低。
5 回风上山加固方案设计
根据前述数值模拟结果,留煤柱时上山下沉较小,所以开采留设煤柱时根据计算上山两侧各留32 m煤柱。根据现场测定,上山的松动圈范围为1.8~2.2 m,确定锚杆长度。
根据9#煤层开采时回风上山位置岩层的下沉曲线,确定回风上山的加固范围,如图8所示。
从图8可以计算出,1193工作面开采前,巷道的影响加固范围为238 m,为消除预计误差造成的影响,两侧各加20 m加强支护,累计范围为278 m。根据模拟结果并留安全距离,回风上山应在工作面推采至回风上山前30 m加固完毕。图中W表示最大下沉量1658 mm。
回风上山为拱形断面,锚杆长度为2.6 m,间排距为0.95 m×1.0 m,如图9所示。
锚杆采用ø20 mm的左旋螺纹钢高强锚杆,采用K2360和Z2360型规格的锚固剂各一卷。钢筋梯子梁采用ø14 mm圆钢制成,金属网采用菱形网,顶网长度为3200 mm,帮网长度为2200 mm,宽度为1200 mm,网格为50 mm×50 mm。
图8 回风上山加固范围
图9 巷道支护图
6 结论
根据显德旺煤矿+1100 m水平运输大巷原支护巷道破坏严重,重新设计支护参数,满足了使用要求,可以得出以下结论:
(1)根据经验公式,煤层开采的冒落带高度13.38 m,导水裂隙带高度为47.4 m。根据数值模拟分析结果,煤层开采后,冒落带高度为15.2 m,裂隙带高度为37.2 m,与经验计算结果基本一致。
(2)根据FLAC数值模拟分析结果,工作面开采未造成回风上山位置岩层的应力集中,仍保持原岩应力状态,其巷道垂直变形表现为整体下沉,可以判断回风上山位置在冒裂带范围之上,处于弯曲下沉带内。
(3)利用MSAS开采沉陷分析系统,对此区域开采地表移动和变形进行计算分析。上山两侧留设煤柱可以改善巷道变形,并据此设计了巷道加固方案。
[1] 侯朝炯. 巷道围岩控制[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2013
[2] 马念杰, 赵庆彪, 刘少伟. 煤巷锚杆支护新技术[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2006
[3] 刘洪涛, 马念杰. 煤矿巷道冒顶高风险区域识别技术[J]. 煤炭学报, 2011(12)
[4] 马念杰, 侯朝炯. 采准巷道矿压理论及应用[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 1995
[5] 王金华. 我国煤巷锚杆支护技术的新发展[J]. 煤炭学报, 2007(2)
[6] 汤雷, 王五平. 锚杆支护与围岩共同承载的协调性[J]. 煤炭学报, 2004(1)
[7] 康红普, 林健, 吴拥政. 全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用[J]. 煤炭学报, 2009(9)
[8] 李树清, 王卫军, 潘长良等. 加固底板对深部软岩巷道两帮稳定性影响的数值分析[J]. 煤炭学报, 2007(2)
[9] Zhao Zenghui, Wang Weiming, Wang lei. Response models of weakly consolidated soft rock roadway under different interior pressures considering dilatancy effect[J]. Journal of Central South University, 2013(12)
[10] Fu Jianqiu, Feng Chao, Shi Jianjun. Investigation into the deformation of a large span roadway in soft seams and its support technology[J]. Mining and Technology(China), 2011(4)
[11] Chang Jucai, Xie Guangxiang. Research on space time coupling action laws of anchor cable strengthening supporting for rock roadway in deep coal mine[J]. Journal of Coal Science and Engineering(China), 2012(2)
[12] 孙晓明, 何满潮. 深部开采软岩巷道耦合支护数值模拟研究[J]. 中国矿业大学学报, 2005(4)
[13] 王金华, 康红普, 高富强. 锚索支护传力机制与应力分布的数值模拟[J]. 煤炭学报, 2008(1)
[14] 孙晓明, 张国锋, 蔡峰等. 深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策[J]. 岩石力学与工程学报,2009(6)