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煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 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 11198 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。 (a )基本顶断裂前结构模型 (b)基本顶断裂前受力模型 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 坚硬顶板沿空留巷覆岩结构分析与围岩控制技术研究 李 君 青 (山西焦煤霍州煤电集团公司安监局 , 山西 临汾 031400 ) 摘要 为探求坚硬顶板沿空留巷合理的围岩控制技术,通过建立基本顶断裂前的力学模型对上覆 岩层的结构进行分析, 得出坚硬顶板沿空留巷基本顶破断后上覆岩层的结构特征, 并通过分析工作面 地质资料与覆岩结构特征得出了 1198 工作面运料巷合理的支护方案。 在沿空留巷运用得出的支护方案 后, 根据矿压监测数据表明 留巷后巷旁充填体和巷道围岩结构稳定, 满足下区段工作面的使用要求。 关键词 坚硬顶板 ; 沿空留巷 ; 围岩控制 ; 巷旁充填 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2019 ) 05- 0016- 04 Analysis of overburden structure of hard roof along the drift and study of surrounding rock control technology LI Junqing Shanxi cokingcoal Huozhou coal and electricitygroup SafetySupervision Bureau, Shanxi Linfen 031400 Abstract In order to explore the appropriate control technology of hard roof along the surrounding rock in the drift, the structure of overburden rock is analyzed by establishing the mechanical model before the basic roof fracture, the structural characteristics of overburden strata after the rigid roof breaks along the roadway are obtained, and the reasonable supporting scheme of 1198 roadway of working face is obtained by analyzing the geological data of working face and the structural features of overburden. Based on the monitoring data of mine pressure, it is shown that the backfill body and surrounding rock structure of roadway are stable and meet the requirements of working face of the lower section. Key words Hard roof; gob- side entryretaining; The surroundingrock control;roadside packing 16 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 矩产生的拉应力大于梁上端的抗拉强度, 表达式为 σ M W 6M h2 ≥σt(1 ) 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。 根据结构力学知识能够计算出 CD段、 BC段、 AB 段的最大弯矩分别为 MCD,max 1 2 q1xc2 MBC,max 1 2 q1xbc2- b2 2 [q2xσb](2 ) MAB,max q1x 2 η2- q2x 2 ab2 - σ bb b 2 a 式中 ηabc, 对 OA段进行取距, 能够得出 OA 段弯矩的表达式为 MOA M AB,max [q 1xη-σbb]ξ ξx0-x 1 2 [q 1x-q2x-σy]x0-x2 (3 ) 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 SM- k0- 1∑h sinθ M- k0- 1∑h L ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ (4 ) 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 T LQ 2 (h- s ) (5 ) 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。 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 17 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 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 750800mm,预紧力大于 80kN,锚索采用 Φ17.8mm7000mm,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 41198 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 1.51, 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 18 ChaoXing (上接第 15 页 ) 4 ) 从图 7 巷道围岩变形速率曲线能够看出注浆 加固后超前支承压力的影响范围约为 40m, 在超前支 承压力的范围内巷道围岩变形量较快, 超出超前支承 压力的影响范围后巷道变形速度便比较缓慢。 4结论 1 )通过综合 5216 工作面运输巷地质资料和数 值模拟结果得出巷道围岩岩性差、 回采动压及侧向支 承压力作用下围岩破坏严重及工作面前方 5m 以上 的范围塑性区宽度超出锚杆的锚固范围, 使锚杆丧失 承载能力是造成巷道围岩变形大的主要原因。 2 )针对 5216 工作面运输巷变形破坏特征, 提出 对巷道顶板采用注浆管浅部注浆与注浆锚索相结合 的注浆方式, 煤柱帮采用注浆锚索的方式对巷道进行 注浆加固 3 )注浆加固后,通过矿压观测数据能够得出巷 道顶板下沉量小于 400mm,两帮的相对移近量小于 700mm,注浆加固有效的提高了围岩的承载能力, 使 得巷道变形量满足回采期间的使用要求。 参考文献 [1] 杨米加,陈明雄,贺永年.注浆理论的研究现状及发展方向 [J].岩石力学与工程学报,200106839- 841. 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[6] 郝哲,王介强,刘 斌.岩体渗透注浆的理论研究[J].岩石力 学与工程学报,200104492- 496. 作者简介 李飞 (1988-) , 男, 山西省朔州市人, 2013 年 7 月毕业于 太原理工大学阳泉学院采矿工程专业, 助理工程师, 现从事 煤矿掘进技术管理工作。(收稿日期 2018- 9- 7) 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 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。 参考文献 [1] 何廷峻. 工作面端头悬顶在沿空巷道中破断位置的预测 [J].煤炭学报,2000, (1) 28- 31. [2] 谢文兵,许传峰,宋建龙.综放沿空留巷围岩控制技术分析 [J].煤炭科学技术,2005, (2) 10- 12. [3] 谢文兵.综放沿空留巷围岩稳定性影响分析[J].岩石力学 与工程学报,2004 (18) 3059- 3065. [4] 马立强,张东升.综放巷内充填沿空留巷工业试验[J].中国 矿业大学学报,2004 (06) 54- 58. 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