缓倾斜综放工作面沿空留巷围岩控制技术研究_任贵成.pdf

缓倾斜综放工作面沿空留巷围岩控制技术研究 任 贵 成 （孝义市自然资源局 ， 山西 吕梁 032300 ） 摘要 正帮煤业 11 煤层为缓倾斜中厚煤层， 为提高煤层采出率， 设计在 11101 工作面应用沿空留 巷技术， 为了解决倾斜顶板条件下留巷支护的难题， 通过理论分析、 数值计算及数值模拟等方法， 设计 泵送混凝土充填体宽度为 1.2m， 锚栓间排距为 800mm， 数值模拟验证其支护的合理性和可行性， 现场 应用期间通过围岩位移监测得知， 顶板相对移近量最大达 283mm， 两帮移近量最大达 305mm， 均在安 全使用允许的范围内， 取得了良好的支护效果。 关键词 数值计算 ； 数值模拟 ； 巷旁充填体 ； 缓倾斜煤层 中图分类号 TD353； TD712文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0018- 04 Research on surrounding rock control technology of gently inclined fully mechanized caving face REN Guicheng （Xiaoyi Natural Resources Bureau , Lvliang 032300 , China ） Abstract The 11 coal seam of Zhengbang Mine is a gently inclined medium- thick coal seam. In order to improve the coal seam recovery rate, the design ofthe roadwayretainingroadwayis applied in the 11101 workingface. In order tosolve the problemofretainingroadway sup- port under the inclined roof condition, theoretical analysis and numerical calculation are adopted. And the numerical simulation , the design ofthe pumpingconcrete fillingbodywidth is 1.2m, the anchoringdistance between anchors is 800mm, the numerical simulation proves the rationalityand feasibilityofthe supporting, and the roofis monitored bythe surroundingrock displacement monitoring during the field ap- plication. The relative movement amount is up to 283mm, and the two groups are up to 305mm, which are all within the safe use range, and have achieved good support effect. Keywords Numerical calculation numerical simulation roadside fillingbody; gentlyinclined coal seam 1工程概况 山西汾西正帮煤业 11101 工作面所采煤层为 11 煤层， 属稳定可采厚煤层， 结构复杂， 煤层结构 1.20 （0.20） 3.03， 煤层总厚为 3.80～4.80m， 平均厚度 为 4.43m， 煤层倾角 0～21， 平均倾角为 12， 为缓 倾斜煤层，工作面对应位置地面标高 1238m～ 1359m， 井下位于 910m 水平， 采用综放开采， 滚筒 割煤高度为 2.5m， 采放比 10.78。 11101 工作面位于 一采区左翼， 11101 轨道巷西北侧实体间隔 19.1m 为 11102 运输巷， 11101 轨道巷掘进断面为倒梯形， 巷道宽度为 4.6m， 左侧巷帮高度为 3.27m， 右侧高 度为 1.6m， 沿 11 煤层底板掘进， 巷道顶底板岩性 特征详见表 1，现欲将 11101 轨道巷留作 11102 工 作面的专用回风巷使用， 基于此展开相关研究。 表 111 煤顶底板岩性特征表 2旁巷支护体参数研究 2.1巷旁支护体载荷预算 现阶段采用柔模泵注混凝土巷旁支护沿空留 巷技术已非常成熟， 该技术具有强度高、 施工速度 快、 成本相对较低等优点[1]， 故设计在 11101 轨道巷 采用柔模混凝土连续墙作为巷旁支护体。充分考虑 煤层倾角的影响， 建立图 1 所示的覆岩结构和计算 模型。 （a） 顶板岩层破断模型（b） 力学平衡模型 图 1沿空留巷矿压计算模型 沿空巷道顶板岩层力矩平衡 qx cosα bb0.5x cosα hLγA cosα 0.5L hLγB cosα 0.5Htanθ L 2cosα - 0.5Htan [] α（1） 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 顶板名称顶底岩性厚度 （m ）岩性特征 老顶粉砂岩 1.71～3.16 2.33 灰色，由上而下颗粒变细，含植物化石碎 片， 普氏硬度 5.3。 直接顶L1 泥灰岩 1.75～2.70 2.32 深灰色， 富含动物化石， 黄菱铁矿星星散状 分布，节理充填方解石脉，俗称为庙沟灰 岩， 普氏硬度 7.5。 直接底粉砂质泥岩 0.75～1.66 0.97 灰黑色， 含植物根化石， 普氏硬度 4.5。 老 底粉砂岩 2.88～5.45 3.60 灰黑色， 富含根部化石， 中夹 0.1m菱铁矿， 局部相变为中细粒砂岩， 普氏硬度 5.3。 18 ChaoXing 则巷旁充填体对于顶板的支撑力 q 需满足 q COSα 0.5LhLγAHLγB（0.5Htan L 2cos - 0.5Htan [] ） （bB0.5x ） x （2） 式中 q 为巷旁充填体承受的压力，单位 kN/m2； X 为巷旁充填体宽度， 单位 m； L 为巷道顶板 岩块长度， 单位 m； bB- 巷道宽度， 单位 m； bc为巷 旁充填体外顶板悬露长度，单位 m； Σh 为煤层厚 度， 单位 m； H 为巷道顶板垮落厚度， 单位 m； H 为 顶煤厚度，单位 m； γA为煤体容重，单位 kN/m3； γB为顶板岩层容重， 单位 kN/m3； θ 为顶板岩层剪 切角， 单位 ； α 为煤层平均倾角， 单位 。 根据正帮煤业 11101 工作面详细的地质条件， 参考临近矿井的生产实例， 假设巷旁充填体的宽度 为 1.2m， 巷道宽度为 3.4m， 巷旁充填体靠近采空区 侧顶板悬露长度为 0.8m， 巷道顶板岩块长度 LbBx bc5.4m，煤体容重为 14kN/m3，顶板岩层容重为 26.5kN/m3， 煤层厚度为 4.43m， 顶煤厚度为 1.93m， 顶板垮落高度为 8 倍煤层厚度， 为 35.44m， 顶板岩 层剪切角为 27.5， 煤层倾角为 12， 将以上详细 的参数代入式（2） 计算可得巷旁支护体承受压力 q7.25MPa。根据 11101 轨道巷的实际情况， 巷道顶 底板倾斜角度为 12， 巷旁支护体给予顶板的支承 力垂直于顶板岩层， 则支护体在水平方向和竖直方 向所需承受的压力为 qyqcosα7.09MPa（3） qxqsinα1.51MPa（4） 则单位长度充填体上需承受的垂直和水平应 力分别为 Q1qyx8509kN/m Q2qxx1812kN/m 巷旁支护体所受到的压力主要来源于巷道顶 板岩层的回转下沉， 工作面采动和老顶下沉均会形 成一定的动压，根据现有研究所得到的经验数据， 巷道顶板下沉动载系数为 1.6，则支护体在垂直方 向和水平方向最大载荷为 Qy1.6Q180581.612892.8kN/m Qy1.6Q218121.62899.2kN/m 2.2巷旁支护体基本参数设计 11101 轨道巷设计采用柔模泵注混凝土巷旁支 护， 根据上文计算的载荷对巷旁充填的详细参数进 行设计， 充填体宽度计算公式[2] w Q1k3k2 （1- k1） s （5） 式中 w为充填体宽度， 单位 m； k1为充填体强 度降低系数， 单位 1； k2为动压影响系数， 单位 1； K3为安全系数，单位 1； S 为混凝土强度，单位 MPa； 11101 轨道巷巷旁充填采用 C30 混凝土，强度 为 30MPa， 安全系数取 2， 动压影响系数为 1.6， 墙体 强度降低系数取 0.25， 将以上参数代入计算的 w1. 17m， 参考相似条件矿井实践经验及效果， 取充填体 宽度为 1.2m。 11101 轨 道 巷 原 设 计 断 面 尺 寸 为 4.6 2.2 （3.27） m，高帮侧高度为 3.27m， 11101 工作面采用 “三八” 制， 工作面每天推进 2.4m， 为便于施工设计 柔模长度为 2.4m， 每天浇筑充填体的长度为 2.4m。 11101 轨道巷为倒梯形断面，工作面回采侧煤帮高 度为 3.27m， 顶板倾角为 12， 留巷内侧墙体高度 为 3.02m， 工作面回采后顶板会凹凸不平， 为了取得 更好的接顶效果， 强度高度预留 0.3m 的富余量， 故 设计柔模的高度为 3.3m巷道内侧和 3.6m 巷道外 侧， 柔模袋的截面为梯形， 尺寸长宽高为 2.41.2 3.3 （3.6m ） 。巷旁浇筑采用 C30 混凝土， 抗压强度标 准值 fc20N/mm2 （20MPa ） ， 为进一步提高充填体的 承载力，每个柔模在高度方向布置 4 个锚栓孔， 最 下部的距巷道底板 0.3m，锚栓孔间距为 800mm， 排 距为 800mm，每个柔模布置 3 排，两侧的距边界 400mm， 锚栓采用 Φ201300mm 的高强螺纹钢， 浇 筑时控制锚栓两端托盘间距为 1200mm。 2.3巷旁充填体承载力验算 内置锚栓巷旁浇筑支护体承载力的计算公式 [3] N2- 0.9 （fc4σr） Acor（6） 锚栓轴向约束力计算公式 σr πd2σd 4α1α2 （7） 式中 N2为巷旁充填体承载能力，单位 kN/m； σr为锚栓轴向有效约束力， MPa； fc为混凝土抗压强 度标准值，单位 N/mm2； d 为锚栓直径，单位 mm； σb为锚栓单轴抗拉强度设计值， 单位 N/mm2； Acor为 锚栓环向包裹内截面面积， Acorbh； a1, a2- 锚栓的间 排距， 单位 mm。 11101 轨道巷沿空留巷充填体加固锚栓直径为 20mm， 锚栓单轴抗拉强度设计值为 300MPa， 间排距 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 19 ChaoXing 为 800mm， C30 混凝土强度标准值 30MPa， Acor1. 2103，带入式 （6） 计算得锚栓的约束力为 0.158MPa，带入式（7） 得混凝土墙的承载能力为 33548.7kN/m， 巷道顶板给予巷旁充填体最大的压力 为 12892.8kN/m， 安全系数为 2.6， 根据生产经验及 相关标准， 安全系数大于 1.2 即满足要求， 因此设计 的巷旁支护能够满足安全生产的要求。 3沿空留巷数值模拟研究 3.111101 轨道巷巷内支护详情 11101 轨道巷巷内基本支护采用锚网索支护， 顶板锚杆规格为 Φ202500mm 的螺纹钢锚索， 间 排距为 850800mm，靠近回采帮的锚杆向采空区 倾斜 15施工， 其余垂直顶板安装， 顶板锚索采用 规格为 Φ18.96800mm 的预应力钢绞线， 采用 “二 三二” 布置方式， 间排距为 1700800mm， 靠近回采 帮的锚杆向采空区倾斜 15安装， 其余垂直顶板施 工； 回采帮锚杆规格为 Φ202200mm， 每排 4 根， 非回采帮锚杆规格 Φ222400mm， 每排 3 根， 间排 距均为 800800mm， 均垂直煤壁施工， 非回采帮距 离底板 1600mm 处施工一根 Φ18.95200mm 的锚 索， 排距为 1600mm。11101 轨道巷支护详情见图 2 所示。 （a） 顶板 （b）支护断面 图 211101 轨道巷巷内支护示意图 3.2留巷效果模拟研究 为具体的研究 11101 轨道巷采用柔模混凝土浇 筑巷旁充填体沿空留巷技术的可行性和效果， 依据 工作面详细的地质条件建立 FLAC3D 三维数值模 型[4]， 模拟分析工作面回采期间沿空巷道的围岩稳 定性， 得到图 3 所示的结果。 根据图 3 （a ） 所示结果可 知， 11101 轨道巷掘巷和采动影响下，仅浅部围岩出 现明显的塑性破坏， 留巷后非回采帮顶角处围岩塑性 破坏区略有增大， 但未超出锚杆的有效锚固范围； 根 据图 3 （b） 所示结果可知， 工作面前方 11101 轨道巷 围岩位移量很小且稳定，留巷后巷道变形逐渐增 大， 最终稳定在合理范围内， 且锚杆和锚索锚固区 离层量稳定； 综上可得， 11101 轨道巷采用柔模泵注 混凝土巷旁支护预计将取得良好的围岩控制效果。 （a）围岩塑性区分布 （b）巷道围岩位移量 图 3初次采动影响下围岩稳定性模拟结果 4现场应用效果 11101 轨道巷留巷期间围岩位移监测结果如图 4 所示， 与数值模拟结果类似， 采煤工作面前方巷道 围岩稳定， 基本无明显的围岩， 留巷支护完成后， 前 期围岩位移迅速增大， 而后变形速度逐渐减小并趋 近于零， 顶板相对移近量最大达 283mm， 两帮移近 量最大达 305mm， 均处于安全允许范围内， 经过简 单的维护修复后可以很好的复用。（下转第 23 页） 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 20 ChaoXing （上接第 20 页） 图 411101 轨道巷围岩位移规律 5结论 为保证正帮煤业 11101 轨道巷沿空留巷期间围 岩的稳定， 通过理论分析、 数值计算对柔模泵送混 凝土巷旁充填体具体的参数进行设计， 充填体的宽 度确定为 1.2m， 单个柔模长度为 2.4m， 加固锚栓间 排距为 800mm， 数值模拟研究结果表明该方案的合 理性和可行性， 工程应用期间进行围岩位移现场监 测， 顶板相对移近量最大达 283mm， 两帮移近量最 大达 305mm， 11101 轨道巷留巷期间围岩位移处于 合理范围内， 取得了良好的支护效果， 最终成功的 应用了沿空留巷技术。 参考文献 [1] 张绪力. 沿空留巷支护技术在煤矿综放面开采作业中的 应用研究[J].石化技术,2019,26 （04） 92- 93. [2] 佟庆大.倾斜薄煤层机采工作面沿空留巷技术研讨[J].黑 龙江科学,2019,10 （08） 160- 161164. [3] 钱志良.变厚煤层沿空留巷变形破坏原因及规律[J].煤矿 安全,2019,50 （04） 181- 185190. [4] 董东. 综放沿空留巷围岩变形特征及支护技术实践研究 [J].山西煤炭,2019,39 （02） 61- 6367. 作者简介 任贵成 （1973.11.2-） ， 男， 山西孝义市人， 毕业于阳泉煤 炭专科学校， 中级工程师， 现从事研究采煤。 （收稿日期 2019- 12- 13） 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 管棚压茬长度不小于 0.4m， 如图 4 所示。 图 4循环加固方式示意图 3.4工程量及效果考察 工程量 采用 “超前管棚 超前预注” 加固方案试 验掘进长度 150m， 单孔注浆量约 0.2t， 每个断面注浆 量约 0.6t， 消耗钢管 7 根， 共计 “超前管棚 超前预 注” 循环 84 个， 累计消耗注浆材料 50.5t， 消耗钢管 588 根。 效果考察 试验掘进长度 150m， 用时约 41d， 平 均进尺 3.6m/d，掘进工作面未发生顶煤冒落情况， 与 注浆加固前的 2m/d 相比， 提高了 80， 显著提高了 掘进速度和安全性。 4结论 1 ） 不稳定松软煤层沿底掘进， 放炮震动易引起顶 煤冒落， 造成严重安全隐患和巨大的巷修工作量； 2 ） 分析认为煤体本身性质是顶煤冒落的内因， 爆 破扰动是顶煤冒落的外因， 顶煤加固的重点应是提高 顶煤自身完整性和与上部稳定层位煤岩体的粘接能 力， 使其不发生冒落， 给临时支护提供时间； 3 ） “超前管棚支护 超前浅孔预注”循环加固方 案试验长度 150m， 消耗注浆材料 50.5 吨， 消耗钢管 588 根， 效果考察表明， 日掘进进尺 3.63.6m/d， 比注浆 前提高 80， 未发生顶煤冒落情况。 参考文献 [1] 郑伟.多构造软岩工作面冒顶治理工程实践 [J].煤矿安 全， 2018， 49 （8） 1- 4. [2] 牛福龙.塔山矿松软煤层中特大硐室掘进与支护技术[J]. 煤炭科学技术， 2008， 36 （11） 30- 32. 作者简介 张炎朝 （1990-） ， 男， 山西霍州人，2015 年毕业于安徽理 工大学， 工学学士， 目前在霍州煤电霍宝干河煤矿掘进五队 工作， 从事采掘和安全管理方面的工作。 （收稿日期 2019- 2- 22） 23 ChaoXing