APP下载

坚硬顶板沿空留巷覆岩结构分析与围岩控制技术研究

2019-07-25李君青

煤矿现代化 2019年5期
关键词:空留巷岩层弯矩

李君青

(山西焦煤霍州煤电集团公司安监局,山西 临汾 031400)

1 工程概况

某矿1198工作面倾向长度90m,走向长度550m,工作面总体呈一单斜构造,工作面埋深120~170m,工作面所采9#煤层,煤层均厚4.2m,采用综合机械化放顶煤的采煤工艺,用全部垮落法进行顶板管理。9#煤层直接顶为11m的细砂岩及6.0m厚的泥岩,基本顶为5.0m的大青灰岩,直接底为6.0m的铝土质粉砂岩,老底为均厚10.0m的中细砂岩,1198工作面布置位置如图1所示,1198工作面运料巷为沿空留巷试验巷道。

图1 1198工作面布置位置示意图

2 坚硬顶板沿空留巷覆岩结构分析

2.1 基本顶破断位置分析

在回采工作面的持续推进下,采场上覆岩层会逐渐垮落,基本顶会在周期来压的作用下依次形成“O-X”型破断,沿空留巷基本顶断裂位置存在四种情形,分别为:充填墙外侧、充填墙上方、实体煤上方以及巷道上方。下面通过建立基本顶破断前的力学模型,如图2所示,图中q1(x)为基本顶受到的上覆荷载和自重应力,σb为充填墙体的支护阻力,q2(x)为直接顶的支承反力,σy为极限平衡区支承应力。

图2 基本顶破断前受力模型

由材料力学梁的理论[3]知梁破断必须满足所受弯矩产生的拉应力大于梁上端的抗拉强度,表达式为:

式中:h为基本顶岩层的厚度,W为梁的弯曲系数,σt为基本顶岩层的抗拉强度,M为梁的弯矩。

式中:η=a+b+c,对OA段进行取距,能够得出OA段弯矩的表达式为:

根据上述表达式可对基本顶的断裂位置进行讨论:在充填墙比较及时的构筑时,会使得σb足够大,从而能够使得充填墙外侧的弯矩MCD,max>MBC,在直接顶厚度小且强度较高时墙体的支护阻力便能够有效的传递到基本顶上,此时基本便会在墙体的外侧发生破断;通过对比知BC段的最大弯矩始终小于OA段的弯矩,故基本顶不会在充填体的上方破断;通过对比知AB段的最大弯矩始终小于OA段的弯矩,同样能够得出基本顶的断裂位置不会出现在巷道上方;实体煤帮在围岩应力的作用下会在浅部产生塑性区,塑性区对顶板的支护反力较小,在极限平衡区边界由于基本顶上覆荷载与直接顶的支承反力基本平衡,故基本不会发生挠曲下沉,便会在该处产生最大弯矩,从而致使基本顶在极限平衡区边界发生破断[4]。

通过上述分析能够得出,在沿空留巷基本顶力学性质一定时,岩层无节理裂隙切割作用时,基本顶的位置会发生在实体煤的上方或者充填墙体的外侧;当基本顶存在节理裂隙或局部弱化区域时,此时基本顶的破断位置便可能在充填墙体上方或巷道上方。

2.2 基本顶给定变形量的确定

基本顶破断后会在采空区侧向形成关键块体A、B、C,关键块体B会一端支承在实体煤上方,另一端会旋转下沉触及矸石从而形成支撑。块体B触矸点的旋转角和下沉量S表达式如下:

式中:M为工作面采高,k0为采空区矸石的碎胀系数,为直接顶的厚度,L为关键块体B的长度,θ为关键块体B的旋转角,x为与关键块体破断位置的距离。

2.3 沿空留巷围岩稳定性分析

根据大量理论分析与工程实践[5,6]能够得出,巷道顶板岩层从局部破坏到结构破话是渐进的过程,首先为直接顶破断垮落后与基本顶之间出现离层,随后基本顶岩层出现裂隙,随着裂隙的扩展出现破断、垮落及旋转下沉,当下沉到与采空区内冒落矸石接触后便会形成“斜跨梁”结构,使得围岩达到平衡状态,如图3所示。

图3 “斜跨梁”结构示意图

从图3中能够看出,斜跨岩梁受到的作用力主要有自重和上覆岩层荷载的重量,A、C岩块对关键块体B的水平挤压作用,水平挤压力T可用下式计算:

式中:L为基本顶岩块的长度,m;h为基本顶岩层的厚度,m;Q为基本顶岩块的重量,kN;s为基本顶岩层的下沉量,m。根据上式可知基本顶岩块越厚,关键块体B越稳定;当基本顶岩层厚度一定时,基本顶破断后形成岩块的L/h较大时,利于综放沿空留巷形成“斜跨梁”结构,巷道围岩稳定性较好。在坚硬顶板沿空留巷过程中,“斜跨梁”结构越早形成,沿空留巷的围岩便能够得到较早的控制,因此可采取减小端头割煤高度、向采空区破碎岩石中注入浆液及采取预裂爆破帮助直接顶切落等措施促使“斜跨梁”结构的尽早形成。

现代建筑在设计时除保证建筑的安全性、舒适度、智能化和生态环境因素外,还应注重能源的有效使用和节约,减小外围护结构的传热系数,强化建筑外围护结构的隔热构造。

3 沿空留巷围岩控制技术与效果

3.1 沿空留巷支护技术方案

由1198工作面运料巷设计断面宽度为4.0m,高度为2.6m,巷道沿煤层底板掘进,巷内基本支护形式采用锚梁网联合支护,顶板锚杆直径为22mm,长度为2400mm,间排距为750×800mm,预紧力大于80kN,锚索采用Φ17.8mm×7000mm,并配合长2m的槽钢进行支护,锚索梁采用“五花”布置;两帮锚杆采用直径为18mm,长为2m的锚杆,间排距为800×800mm,巷道支护断面图如图4所示。

图4 1198工作面运料巷基本支护断面图

根据前文对坚硬顶板综放沿空巷道的分析知,由于充填体支护阻力及较厚的直接顶的作用下基本顶岩层不易于在充填体外侧断裂,因此,在基本顶断后形成“斜跨梁”结构后,充填体及留巷需适应基本顶的回转下沉变形,综合考虑以上因素本次充填材料选用高水充填材料,充填材料的水灰比为1.5:1,充填墙体的宽度为1.5m,同时考虑到沿空留巷的使用要求,需对留巷进行补强支护,经过对巷道结构的分析,确定补强方案为:顶板中部补打1根型号为Φ17.8mm×7000mm的锚索,则1198工作面运料巷充填墙施工完毕及补墙支护后的巷道断面图如图5所示。

图5 巷道加强支护后断面图

当1198工作面回采推进后,运料巷以沿空留巷的形式保留下来,巷道一帮的充填墙体需要一定的时间才能提供足够的支护阻力,故当充填墙体未达到设定强度前,需在巷道充填墙体侧设置高阻力的支护,因此在沿空留巷时需对工作面后方一定范围内的巷道顶板进行加强支护,根距1198工作面的地质资料,确定在工作面后方设置单体液压支柱,具体参数为:单体支柱与非采帮之间的距离为1.5m,巷道内一排设置1根单体柱,柱间排距为1.0m,当支护距离达到20~30m后开始从后方回撤单体液压支柱。

3.2 沿空留巷围岩控制效果分析

在1198工作面运料巷实施沿空留巷后,通过在巷道顶板中部、对应底板中部、实体煤帮及充填墙体中部布置位移测站,对留巷的围岩变形量进行观测,根据矿压监测所得数据,绘制成曲线如图6所示,图中负值表示测点位于工作面后方,正值表示测点位于工作面前方。

图6 留巷围岩变形曲线图

从图6中能够看出在工作面前方0~40m范围内围岩变形量较小,巷道顶底板最大移近量为110mm,两帮最大变形量为89mm,通过现有支护手段控制工作面前方围岩变形量较小,为沿空留巷的实施提供了保障;工作面后方顶底板的最大移近量为528mm,两帮移近量为352mm,顶底板移近量与两帮移近量相差最大处有178mm,留巷变形后断面的收缩率为30%,符合巷道的使用要求。

图7 留巷两帮移近量曲线图

再根据矿压监测数据具体绘制出实体煤帮及充填墙体帮或采帮的围岩变形曲线,如图7所示。

从图7中能够看出,在工作面前方0~40m的范围内,采帮的最大位移为56mm,实体煤帮的最大位移为33mm,当巷道围岩变形稳定后,充填墙帮的最大位移量为108mm,实体煤帮的最大位移为243mm,根据曲线能够看出实体煤帮的围岩变形比充填墙帮的变形更严重,实体煤帮的移近量占到两帮移近量的69%,根据两帮监测数据能够得出现有巷旁充填体的加固技术效果较好,有效的控制了充填墙体的变形。

4 结 论

1)通过对沿空留巷基本顶断裂前建立模型分析,得出基本顶四种可能的破断位置,坚硬顶板沿空留巷上覆基本顶破断后形成“斜跨梁”结构,巷道和充填体需主动接受基本顶的“给定变形”。

2)根据对1198工作面沿空留巷结构的分析确定充填墙选用高水确定充填材料,材料的水灰比为1.5:1,充填墙体的宽度为1.5m,并在巷道原有基本支护的基础上在巷道中部补打一根锚索对巷道围岩进行控制。

3)根据对1198工作面运料巷实施沿空留巷后的矿压监测数据显示,留巷所用巷旁充填体的加固技术较好,现有巷道支护手段有效的控制了沿空巷道的围岩变形。

猜你喜欢

空留巷岩层弯矩
叠加法在绘制弯矩图中的应用
采用Midas GTS NX软件进行中风化岩层垂直边坡开挖支护稳定性分析
高应力岩层巷道钻孔爆破卸压技术
“串层锚杆”加固的反倾层状岩质边坡稳定性分析
董东矿沿空留巷切顶卸压对底板受力影响分析
散货船的货舱分舱布置对总纵弯矩的影响研究
基于目标弯矩的舱段结构总纵强度直接计算方法
梁在平面弯曲变形下截面弯矩的正负分析研究
沿空留巷不均衡承载特征探讨与应用分析
金宝山铂钯矿开采地表岩层移动规律研究