大倾角中厚煤层综采矿压特征及围岩控制技术研究_郑发强.pdf

大倾角中厚煤层综采矿压特征及围岩控制技术研究 郑 发 强 （云南能投威信煤炭有限公司 ，云南 昭通 657900 ） 摘要 为解决观音山煤矿 E0104 工作面巷道围岩变化严重的问题，通过分析工作面在回采过程中 的矿压显现特征， 提出片帮冒顶控制技术及 “高强恒阻支柱 - 锚杆 - 锚索 - 钢带” 联合支护方式， 并 进行工程实践； 结果表明 优化后的支护方案对巷道围岩控制鲜果更加明显， 说明优化后支护方案的 可靠性与合理性。 关键词 矿压显现 ； 支护优化 ； 围岩控制 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 05- 0078- 04 Research on comprehensive mining pressure characteristics and surrounding rock control technology of large dip angle and medium thick seam ZHENG Faqiang （Yunnan EnergyInvestment Weixin Coal Co. ,Ltd. ， Zhaotong 657900 ， China ） Abstract In order tosolve the serious problemofsurroundingrock changes in the roadwayofE0104 workingface in Guanyinshan Coal Mine, Byanalyzingthe characteristics ofthe miningpressure duringthe miningprocess. The paper proposes a roof- top control technologyand a joint support of “high- strength and constant- resistance pillar- anchor- anchor- steel strip“ and carries out engineering practice. The results showthat the optimized support scheme is more obvious for the surrounding rock control of the roadway. Explain the reliability and rationality ofthe optimized support scheme. Key words mine pressure visualization ； support optimization ； surroundingrock control 0引言 大倾角煤层巷道围岩控制一直制约着倾斜煤 层的开采， 由于倾斜煤层巷道支护较为困难， 许多 学者对其进行了研究， 如 何峰华等[1]采用 FLAD3D 数值模拟软件对大倾角煤层拱形巷道支护参数进 行了合理优化； 韩耀文[2]从顶底板的稳定性控制措 施和支架的构造参数设置两方面找出大倾角工作 面支架围岩之间相互作用的关系， 保证煤矿安全合 理开采； 魏永前等[3]通过研究大倾角煤层下行开采 工作面围岩应力， 提出并实施了采空区下大倾角工 作面开采围岩稳定性控制技术；根据以上研究成 果，本文以观音山煤矿 E0104 工作面为研究对象， 通过观测矿压显现特征，提出工作面巷道优化设 计， 并进行工程实践。 1地质条件 云南能投威信煤炭有限公司观音山煤矿二井 东零采区 E0104 工作面位于座房坡以东 - 新田湾 以南 - 后溪口以西偏南 - 蒲草坝以北 - 山背后北 偏东一带； E0104 工作面对应地表为高山坡地， 距地 表垂深为 100.1- 247.7m， 对应地表整体地形为南高 北低， 西高东低， 工作面对应的地面有零星建筑物、 无水体。E0104 工作面北为 E0106 工作面（正在布 置） ， 西为东零采区三条上山， 东为井田边境， 南为 E0102 工作面（已回采） 。该采区所采煤层为 C5 煤 层， 为半暗型至半亮型煤， 煤层结构较简单， 含少量 黄铁矿结核， 内生裂隙发育， 煤层间夹少许镜煤条 带， 煤层平均厚度约 1.86m， 平均倾角为 28； 煤层 上部伪顶为泥质灰岩平均厚度为 0.4m， 局部夹条带 状黄铁矿， 直接顶为泥岩局部为泥质灰岩， 平均厚 度约为 3.1m， 老顶为粉砂质泥岩， 完整性较好平均 厚度约为 1.6m； 煤层直接底为粉砂质泥岩或砂质泥 岩， 平均厚度 1.5m。 在工作面推进过程中， 上下端头 推进比较困难， 煤壁出现片帮现象， 为了指导工作 面安全高效生产，提高工作面推进效率，对 E0104 工作面进行矿压观测， 通过矿压观测分析， 提出合 理的顶板管理措施及巷道围岩控制措施。 2工作面布置及原支护参数 E0104 工作面采用长壁式综采采煤工艺，工作 面平均倾 角 约 为 28 ， 工 作 面 布 置 有 107 架 ZY6800/17/36 型液压支架， 工作面运输巷、 回风巷均 为梯形巷道， 上部为回风巷， 下部为运输巷； 巷道宽 度为 5.0m，巷道低帮高度为 2.0m，高帮高度为 4.9m， 顶板倾角约为 30； 原支护方案采用锚网索 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 78 ChaoXing 联合支护， 顶部锚杆直径为 22.0mm， 长度为 2.4m 的 左旋螺纹钢高强度锚杆，帮部锚杆直径为 20.0mm， 长度为 2.0m， 锚杆间排距均为 800mm， 顶板锚索直 径 为 21.8mm， 长 度 为 8.3m， 间 排 距 为 1600 8300mm， 具体布置如图 1 所示。 图 1巷道原支护参数示意图 3现场矿压实测分析 矿压观测主要内容有 液压支架在来压前后的 工作阻力，工作面巷道收缩量及顶底板移进量； 采 用的 ZYDC- 3 型压力自动记录仪对工作面液压支 架工作阻力进行连续监测， 自动记录仪及压力表分 别安装在第 5 支架、 第 25 支架、 第 45 支架、 第 65 架、 第 85 架， 共计五组， 每班采集一次数据； 巷道两 帮位移量测点采用 “十” 字交叉法进行布置， 每隔 10m 布置一个测点， 第一个测点布置在超前工作面 15m 处， 两条巷道内共计布置 8 个测点。 通过对 E0104 综采工作面液压支架支护工作 阻力进行 30 天的观测，获取工作面在回采期间工 作面液压支架工作阻力的变化关系， 如图 2 所示。 图 2工作面支架循环阻力变化规律 在对支架来压的分析中可得如下规律 1）在基本顶来压期间， E0104 工作面上、 中、 下 三部位的来压时间各不相同。在 E0104 工作面回采 过程， 中上部顶板岩层率先破断， 由于顶板倾角较 大， 破碎顶板向工作面下部垮落， 由于岩石的碎胀 性， 下部顶板受到支撑， 处于相对稳定的状态， 因此 来压时间相对滞后。 2） 从图 2 中可以看出，在基本顶来压期间， E0104 工作面上、 中、 下三部分的各部位工作阻力存 在一定的差异性。其原因是 煤层存在一定的倾角， 在工作面回采过程中， 顶板应力逐渐释放， 由于重 力作用，工作面上部顶板应力释放量大于中下部， 因此工作面支架工作阻力增加。 3） 在基本顶来压期间， E0104 工作面个部位的 来压次数也存在一定的差异。由统计可知 工作面 中、 上部的第 45 号、 65 号液压支架估计出现 6 次来 压现象， 均大于其他液压支架来压次数， 其原因可 能为 顶板最大挠度出现在工作面的中、 上部位置 处， 导致中上部的顶板出现多次断裂现象。 E0104 工作面两侧巷道围岩移进量变化规律如 图 2 所示 图 3巷道围岩移进量变化规律 从图 （3） 中可知 随着工作面的推进， 巷道顶板 移进量逐渐增大， 且随着工作面的推进， 巷道顶板 移进量变化速率也则逐渐增大。工作面上部回风巷 道顶板移进量最大值为 226.15mm， 下部运输巷顶底 板移进量最大值为 148.34mm， 对比回风巷道与运输 巷道顶板移进量可知 位于工作面上部的巷道受到 采动的影响更加剧烈， 支护也更加困难。 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 79 ChaoXing 4巷道支护优化研究 4.1片帮冒顶控制技术 由于工作面受到采动影响， 为了防止 E0104 工 作面在回采过程中时常发生顶板破碎伤人、 煤壁片 帮等安全事故，严重影响了工作面的推进效率； 为 了提高工作面推进速率， 对工作面实施片帮冒顶控 制技术 1） 首先通过在工作面液压支架上部铺设金属 网的方式防止工作面发生冒顶事故；在顶板较为破 碎的区域选择性的铺设双层金属网， 并在液压支架的 架头增加工字钢布设， 工字钢与金属网相连起到强化 顶板控制的作用； 顶板具体支护设计如 4 图所示。 2）液压支架之间的间隔不能大于 200mm， 越靠 近工作面运输巷， 越要严格控制液压支架之间的距 离； 在工作面回采过程中， 出现煤壁剥落现象时， 操 作人员应立即抬起液压支架强前方的护帮板进行 保护， 防止煤壁发生片帮。 1- 液压支架顶梁； 2- 工字钢； 3- 锚链网； 4- 护帮板； 5- 工作面破碎顶板； 6- 工作面前方煤壁 图 4工作防片帮冒顶控制图 4.2巷道支护优化设计 在原有支护方案下，由于工作面周期来压， 导 致巷道围岩变形，巷道内支护设备破坏支护失效， 严重影工作面推进速率； 通过钻孔窥视分析巷道围 岩松动圈的特性， 结合巷道顶板岩性， 提出 “ 高强 恒阻支柱 - 锚杆 - 锚索 - 钢带 “ 相互配合的联合 支护方式， 具体支护如图 5 所示。恒阻力支柱额定 工作阻力为 400kN， 排距为 5.0m， 柱间距为 1.6m， 支 柱顶端用 π 形梁接顶， 并戴柱靴； 巷道顶板布置两 根锚索， 锚索直径为 21.8mm， 长度为 8.3m， 间排距 为 1000mm1600mm， 预紧力为 100kN； 锚杆长度为 2.4m， 直径为 22mm， 间排距为 900mm900mm， 预 紧力为 40kN； 底帮布置 3 根锚杆， 高帮布置 6 根锚 杆，锚杆直径均为 20mm，长度为 2.0m，间排距为 900mm900mm， 如图 5 所示。 图 5优化后支护方案示意图 4.3工程应用 在巷道支护方案优化后， 采用与上文中相同的 监测方式对巷道顶板移尽量进行监测， 对比分析支 护方案优化后， 巷道顶板移进量随工作面推进的变 化关系， 监测结果如图 6 所示。 图 6支护方案优化前后巷道顶板位移量变化规律 从图 6 可以看出优化后的支护方案对巷道围 岩控制效果明显优于原支护方案； 在回风巷道中优化 后支护方案巷道顶板最大移进量为 137.0mm， 相比于 原支护方案顶板移进量降低了 39.42，在运输巷中 优化后支护方案巷道顶板最大移进量为 109.05mm， 相比于原支护方案顶板移尽量降低了 26.48，对比 分析说明 “高强恒阻支柱 - 锚杆 - 锚索 - 钢带” 相联 合支护方式的可靠性及支护参数的合理性。 5结论（下转第 83 页） 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 80 ChaoXing （上接第 80 页） 通过分析观音山煤矿二井东零采区 E0104 工 作面在回采过程中的矿压特征及巷道围岩变化规 律， 提出片帮冒顶控制技术及 “高强恒阻支柱 - 锚 杆 - 锚索 - 钢带” 联合支护方式， 并进行工程实践； 实践结果表明 优化后的支护方案对巷道围岩控制 效果更加明显，两条巷道顶板移进量分别降低了 39.42、 26.48，充分说明了优化后支护方案的可 靠性及支护的合理性。 参考文献 [1] 何峰华， 李以虎. 大倾角巷道围岩支护方案优化及控制。 山东煤炭科技， 2018 （03） 22- 25. [2] 韩耀文. 大倾角煤层综采面围岩控制及支护。机械管理 开发， 2018 （04） 74- 77. [3] 魏永前，朱春伟. 大倾角煤层下行开采工作面围岩应力 分析及控制技术。能源与环保 2017 （04） 122- 127. 作者简介 郑发强 （1976-） ， 男， 籍贯重庆市璧山县， 2010 年 1 月毕 业于西安科技大学煤矿开采技术专业， 助理工程师， 现从事 煤矿采掘技术工作。（收稿日期 2019- 3- 6） 煤矿现代化2019 年第 5 期总第 152 期 14.5m 时， 初次来压， 初次来压持续约 5～6m 的距离， 此时液压支架的平均工作阻力为 3.41MPa， 最大工作 阻力为 4.65MPa， 来压动载系数 1.38； 当工作面推进 约 25 时，为第一次周期来压，来压持续时间约为 4～5m，此时液压支架的平均工作阻力为 3.56MPa， 最 大工作阻力为 4.69MPa， 来压动载系数为 1.65， 周期 来压的持续距离约为 4～5m，且应力峰值大于初次来 压。具体工作面液压支架的来压步距情况如表 2 所 示。根据回采过程中的观测， 在来压时工作面煤壁片 帮情况加剧， 工作面与回采巷道的交叉处锚杆有明显 的变形，同时工作面的局部区域出现漏顶的情况， 便 需对该部分区域进行补强支护。 根据分析工作面回采 过程中液压支架的工作阻力得出的初次及周期来压 情况与数值模拟结果相同。 图 3回采过程中支架工作阻力变化曲线 表 2工作面回采过程中来压步距情况 4结论 1 ）通过对 2- 611 工作面进行数值模拟，得出工 作面推进约 15m 时工作面上方基本顶发生破断， 上 覆岩层出现弯曲下沉及切落现象， 此时代表着工作面 初次来压； 在工作面推进约 25m 时， 工作面上覆岩层 会出现类似于初次来压时的情况， 表明此时为周期来 压， 模拟结果与现场矿压观测数据一致。 2 ） 缓倾斜煤层工作面上覆岩层的运动呈现周期 性的变化规律， 且周期来压时矿压显现剧烈， 来压步 距较短， 根据上覆岩层松软的特性， 形成的短砌体梁 结构发生滑落失稳时， 覆岩会发生切落， 导致工作面 来压强烈， 可通过分析短砌体梁结构合理选择液压支 架， 保证工作面的安全回采。 参考文献 [1] 周茂普,曹胜根,江小军.缓倾斜煤层连续采煤机短壁开采 工艺研究与应用[J].采矿与安全工程学报,2014,31 （01） 55- 59. [2] 贾喜荣.矿山岩层力学 M].北京煤炭工业出版社， 1997. [3] 贾喜荣,刘国利,徐林生.缓倾斜煤层长壁工作面顶板分类 方案探讨[J].矿山压力与顶板管理,1992 （01） 53- 55102. [4] 高云峰. 缓倾斜煤层软岩巷道变形规律及围岩控制研究 [J].矿业安全与环保,2017,440453- 5659. [5] 代沛. 缓倾斜中厚煤层采动应力场时空演化及覆岩破裂 规律[D].重庆大学,2015. [6] 侯忠杰.对浅埋煤层 “短砌体梁” 、“台阶岩梁” 结构与砌体 梁理论的商榷[J].煤炭学报,2008 （11） 1201- 1204. 作者简介 崔慧斌 （1990-） ， 男， 汉族， 山东东明人， 本科， 2017 年毕 业于太原理工大学采矿工程专业， 助理工程师。现任职于霍 州煤电集团有限责任公司团柏煤矿安全科技术员。 （收稿日期 2018- 9- 26） 支架编号初次来压步距周期来压步距 9015.510.3 9615.711.3 10213.611.4 10816.611.0 12013.88.7 平均值15.0410.54 83 ChaoXing