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综采放顶煤沿空留巷矿压规律分析

2021-06-25李志伟

山西煤炭 2021年2期
关键词:回风顺空留巷煤壁

李志伟

(山西兰花集团东峰煤矿有限公司,山西 晋城 048000)

1 工作面概况

东峰煤矿现开采3#煤层,煤层平均厚度6 m,采用综合放顶煤采煤法。2015年5月东峰煤矿3G02工作面正式回采,轨道顺槽采用柔模混凝土沿空留巷技术。截至2017年4月,3G02工作面回采结束,3G02轨道顺槽共留巷615 m。3G02工作面为晋城地区首个综采放顶煤沿空留巷工作面,为深入研究沿空留巷变形规律,待3G02轨道顺槽沿空留巷施工结束两年后,2019年5月正式复用沿空留巷,3G02轨道顺槽作为3G01工作面回风顺槽复用,沿空留巷平面示意图如图1所示。

图1 沿空留巷平面示意图Fig.1 Layout of gob-side entry retaining

2 矿压测站布置

为加强沿空留巷矿压观测,在3G01工作面回采期间,分别设置有顶板离层仪、顶底板位移量传感器、锚杆锚索测力计和墙体压力枕等矿压观测设备[1]。

2.1 顶板离层传感器

利用在线顶板离层监测设备进行监测,数据实时传输。在回风顺槽750 m处为基点安装第一台顶板离层传感器,之后沿回风顺槽每隔50 m安装一台顶板离层传感器,安装至100 m处,共14台。安装位置如表1所示。

表1 顶板离层传感器安装位置Table 1 Installation locations of roof separation sensors

2.2 顶板应力传感器

为观测沿空留巷复用期间顶板压力变化,每隔50 m布置一个顶板应力传感器,同时,每隔30 m布置一组锚杆锚索测力计,一组3个,分别为煤帮侧锚杆测力计、顶板锚杆测力计、顶板锚索测力计。

2.3 顶底板位移量监测点

3G01回风顺槽每隔50 m布置一组顶底板位移量观测站,750 m处为第一组,之后沿回风顺槽每隔50 m安装一台顶底板位移量传感器,安装至100 m处,共14组。

3 巷道变形规律分析

3.1 巷道变形情况

2019年5月3G01工作面正式进行回采,5月28日3G01回风顺槽推进至留巷段,标志着沿空留巷二次回采工作的正式开展。截止2020年3月底3G01回风顺槽沿空留巷段回采结束,回采过程中沿空留巷出现顶板下沉、底臌、帮臌等不同程度的变形,如图2所示。

(a)帮臌

(b)底臌

3.2 顶底板变形规律

图3、图4、图5分别为位于回风顺槽沿空留巷650,600,550 m三处测点的顶底板位移量曲线。

如图3所示,650 m处测点顶底板位移量初始值为2.61 m,距煤壁20 m之外时,顶底板位移量无变化;距煤壁20~5 m时,顶底板位移量减小,由2.61 m减少至2.50 m,变形量为11 cm;距煤壁5~0 m时,位移量出现急剧变化,减小至2.4 m。

图3 沿空留巷650 m顶底板位移量曲线Fig.3 Roof-Floor displacement curve at 650 meters

如图4所示,600 m处测点顶底板位移量初始值2.60 m,距煤壁20 m之外时,顶底板位移量无变化;距煤壁20~5 m时,顶底板位移量减小,由2.60 m减少至2.38 m,变形量为22 cm;距煤壁5~0 m时,位移量出现急剧变化,减小至2.1 m,变形量为28 cm。

如图5所示,550 m测点顶底板位移量初始值2.78 m,距煤壁20 m之外时,顶底板位移量无变化;距煤壁20~5 m时,顶底板位移量基本上呈线性减小,由2.78 m减少至2.50 m,变形量为28 cm;距煤壁5~0 m时,位移量出现急剧变化,减小至2.35 m,变形量为15 cm。

图4 沿空留巷600 m顶底板位移量曲线Fig.4 Roof-Floor displacement curve at 600 meters

图5 沿空留巷550 m顶底板位移量曲线Fig.5 Roof-Floor displacement curve at 550 meters

图6、图7、图8分别为位于回风顺槽沿空留巷450,400,350 m三处测点的顶底板位移量曲线图。

如图6所示,450 m处测点顶底板位移量初始值为2.7 m,距煤壁50 m之外时,顶底板位移量无变化;距煤壁50 m时,顶底板位移量首次出现减小,变形量为5 cm;在距煤壁35 m、18 m、5 m时,位移量多次出现减小,最终减小至1.9 m,总变形量0.8 m。

图6 沿空留巷450 m顶底板位移量曲线Fig.6 Roof-Floor displacement curve at 450 meters

如图7所示,400 m处测点顶底板位移量初始值2.75 m,距煤壁48 m之外时,顶底板位移量无变化;随后在距煤壁48 m、35 m、30 m时,出现位移量减小的现象;距煤壁30~15 m之间,顶底板位移量无明显变化;距煤壁15~0 m时,位移量急剧减小,变形量为15 cm,总变形量为40 cm。

如图8所示,350 m测点顶底板位移量初始值2.74 m,距煤壁50 m之外时,顶底板位移量无变化;距煤壁50~22 m之间时,顶底板位移量有少许变化;距煤壁20 m、15 m、3 m时,均出现顶底板位移量减小的现象,总变形量为74 cm。

图7 沿空留巷400 m顶底板位移量曲线Fig.7 Roof-Floor displacement curve at 400 meters

图8 沿空留巷350 m顶底板位移量曲线Fig.8 Roof-Floor displacement curve at 350 meters

由图3、图4、图5可以看出,沿空留巷在推进前200 m时,顶底板位移量变形主要表现在超前20 m范围之内,超前20~5 m范围顶底板变形量出现不同程度的减小,变形量在10~30 cm之间,且随推进长度的增加,变形量增加;超前5~0 m范围为压力较大区域,随推进顶底板变形量急剧减小,变化量在12~30 cm之间。根据现场其他测点数据分析可知,变形量规律均与图4—图6相似,总变形量在10~50 cm之间,平均变形量为18 cm。

由图6、图7、图8可以看出,沿空留巷在推进300~450 m时,顶底板位移量变形范围较推进前200 m时明显增加,主要表现在超前50 m范围之内,随工作面推进,会出现3~4个变化节点,距煤壁30~0 m时,顶底板位移量变化较大。根据现场其他测点数据分析可知,沿空留巷在推进200~500 m之间时,变形量规律均与图6—图8相似,总变形量在40~90 cm之间,平均变形量为50 cm,较沿空留巷推进前200 m明显增加[2-4]。

4 巷道锚杆(索)压力分析

图9、图10、图11分别为位于回风顺槽沿空留巷700,640,580 m三处测点的锚杆锚索压力曲线图。

图9 沿空留巷700 m锚杆锚索压力曲线Fig.9 Pressure curves of anchor and rod at 700 meters

图10 沿空留巷640 m锚杆锚索压力曲线Fig.10 Pressure curves of anchor and rod at 640 meters

如图9—图11所示,700 m处帮锚杆和顶板锚索压力在距煤壁17 m处和9 m处分别增大,帮锚杆压力增大10 MPa,顶锚索压力增大16 MPa,顶锚杆压力无变化;640 m处帮锚杆压力在距煤壁21~0 m范围时逐渐增大,变化值为18 MPa,顶板锚杆和锚索压力基本无变化;580 m处与640 m处相似,帮锚杆压力在20~0 m范围内共增加17 MPa,顶板锚杆锚索压力基本无变化。

图11 沿空留巷580 m锚杆锚索压力曲线Fig.11 Pressure curves of anchor and rod at 580 meters

图12、图13、图14分别为位于回风顺槽沿空留巷450,420,360 m三处测点的锚杆锚索压力曲线图。

如图12—图14所示,450 m处帮锚杆压力在距煤壁33 m、21 m、18 m时存在三个增大的节点,共增加24 MPa,顶锚索压力在距煤壁21 m时增加20 MPa,随后维持不变,顶锚杆压力无变化;420 m处帮锚杆压力在距煤壁39 m、18 m、9 m时存在三个增大的节点,共增加23 MPa,顶板锚索在距煤壁14 m时缓慢增大,共增加5 MPa,顶锚杆无明显变化;360 m处帮锚杆压力在距煤壁52 m时开始增加,距46~0 m范围时增加速度减缓,共增加19 MPa,顶板锚索压力在距煤壁27 m时开始增加,共增加10 MPa,顶板锚杆压力无明显变化。

图12 沿空留巷450 m锚杆锚索压力曲线Fig.12 Pressure curves of anchor and rod at 450 meters

图13 沿空留巷420 m锚杆锚索压力曲线Fig.13 Pressure curves of anchor and rod at 420 meters

图14 沿空留巷360 m锚杆锚索压力曲线Fig.14 Pressure curves of anchor and rod at 360 meters

由图9、图10、图11可以看出,沿空留巷在推进前200 m时,锚杆锚索压力变化主要在距煤壁20~0 m范围内,且压力主要表现为帮锚杆压力增加,局部测点顶板锚索压力增加,顶板锚杆压力基本无变化。结合现场其他测点数据分析可知,沿空留巷推进前200 m时矿压主要变现为帮锚杆压力增加,局部顶板压力增加,主要为直接顶和老顶压力。

由图12、图13、图14可以看出,沿空留巷在推进300~450 m时,锚杆锚索压力变化范围增大,在距煤壁40 m左右时,帮锚杆压力和顶板锚索压力均呈不同程度的增加,表明压力影响范围增大。结合现场顶底板位移量监测数据分析,顶板压力增加不明显,底板压力明显增加,且底臌量较推进前200 m时明显增加[5]。

5 矿压规律分析

沿空留巷回采期间,顶板离层仪均未发生明显离层,结合顶底板位移量各测点数据可知,顶底板位移变化主要以底臌为主,局部靠墙体侧有顶板下沉的现象,下沉量在0~10 cm之间。在推进前200 m时,底臌量较小,平均底臌量不足20 cm,且距煤壁20 m左右时方才显现;在推进300~450 m时,矿压显现最为明显,底臌量较大,平均底臌量在50 cm左右。根据锚杆锚索压力各测点数据亦可验证上述猜想,推进过程中帮锚杆压力先增加,与现场超前范围内出现不同程度的帮臌现象相对应,且在推进300~450 m段时,帮锚杆压力和顶锚索压力在距煤壁40 m左右时开始增加,较推进前200 m时压力影响区域增大。因此,沿空留巷回采时需加强帮锚杆防护措施。

6 结论

1)沿空留巷回采时巷道变形以顶底板移近量为主,其中顶板臌起为主要变形,两帮变形以煤帮上侧臌出为主。

2)沿空留巷推进前200 m时,巷道压力区域主要变现在距煤壁超前支护20 m范围内,推进300~450 m段时,矿压显现最为明显,巷道压力区域主要表现在距煤壁50 m范围内。

3)沿空留巷推进过程中,煤帮侧压力首先增加,顶板压力主要表现在直接顶和老顶传递的压力。

4)通过沿空留巷矿压分析,回采推进时必须采取防止帮锚杆托板弹射的有效措施,且防护范围需在距煤壁40 m范围内。

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