护巷煤柱内沿空掘巷底板破坏机理及底鼓控制技术研究_石磊(1).pdf

煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 0引言 近些年， 我国煤矿巷道底鼓问题日益凸显， 由于 掘巷过程引起的底板破坏造成很多井下设备损坏和 人员伤亡事故， 一部分底鼓现象强烈的巷道甚至导致 回采工作面废弃， 因此， 沿空掘巷的底鼓控制技术成 为大家研究的重点问题。 目前国内外学者对于沿空掘 巷底板破坏机理及治理措施展开相关研究 康红普[1] 认为底板岩层变形量占总底鼓变形量的 67，扩容 位移和弹塑性位移分别占总底鼓量的 11.2和 11.8， 底板岩层向巷内扩容和压曲是底鼓破坏的主 要原因； 侯朝炯、 马念杰[2-3]认为荷载从顶板传递到两 帮， 又从两帮传递到底板， 使底板发生严重变形， 不同 岩层深度发生不同的程度的变形，距离工作面越远， 变形量越小。 本文主要针对 S1202 工作面瓦排巷实际 情况， 通过数值模拟研究掘巷底板破坏机理， 并提出 底鼓控制技术， 确定沿空留巷的支护方案， 为相似工 程情况提参考和指导作用。 1工程概况 图 1S1202 工作面平面布置图 S1202 工作面主采 3 煤层，工作面倾斜长度为 150m， 平均倾角 4.3， 煤层均厚为 6.4m， 煤质较为松 软， 煤层间存在一层厚均厚为 0.7m的泥岩夹矸层。 3 护巷煤柱内沿空掘巷底板破坏机理及底鼓控制技术研究 石磊 （山西新景矿煤业有限责任公司 ， 山西 阳泉045000 ） 摘要 为有效的控制 S1202 工作面护巷煤柱内沿空掘巷底鼓变形， 通过 FLAC3D 数值模拟软件对 巷道底板破坏机理和变形破坏特征进行分析， 提出锚杆 （索 ） 作为巷内基本支护， 并采取 “底板切槽 底角锚杆” 的联合底鼓控制技术， 并对沿空掘巷巷道表面位移量和底板岩层位移量进行持续监测。结 果表明 在掘进期间， 巷道底鼓主要范围在掘进超前迎头 5m 至滞后迎头 25m 内， 且承压煤柱底角破 坏程度远大于让压煤柱底角破坏程度， 该种巷道支护方案能够有效控制沿空掘巷底鼓。 关键词 沿空掘巷 ； 耗散能比率 ； 底鼓过程 ； 底鼓控制 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009-0797 （2019 ） 06-0018-04 Research on Failure Mechanism and Bottom Drum Control Technology of Bottom-drilling Roadway in Coal Roadway SHI Lei （Shanxi Xinjing Coal Mine Co., Ltd. , Yangquan 045000 , China ） Abstract In order to effectively control the deation of the bottom drum of the roadway in the coal pillar of S1202 working face, the failure mechanism and deation and failure characteristics of the roadway floor are analyzed by FLAC3D numerical simulation soft- ware, and the bolt cable is proposed as the basic support in the roadway. The joint bottom drum control technology of “floor grooving bottom angle bolt” is adopted, and the surface displacement of the roadway along the goaf and the displacement of the floor rock layer are continuously monitored. The results show that during the excavation, the main range of the tunnel bottom drum is within 5m from the heading ahead and 25m in the heading, and the damage degree of the bottom angle of the pressurized coal pillar is much greater than the degree of damage of the bottom angle of the coal pillar. Effectively control the bottom drum of the roadway. Key words Digging lanes along the air ; dissipated energy ratio ; process of floor heave ; floor heave control 18 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 煤层伪顶为粉砂岩， 均厚 4.3m， 直接顶为粗砂岩， 均 厚 10m， 直接底为泥岩， 均厚 3.3m， 老底为 10.6m 粉 质砂岩， 均厚 10.6m。 S1202 工作面采用双巷布置方 案， S1201 采空区与 S1202 回风巷之间区段煤柱宽 45m，在距 S1201 采空区 5m 煤柱的位置处，掘进 S1202 瓦排巷， 巷道断面为矩形， 尺寸宽高 3.8 3.2m， 如图 1 所示。在 S1202 瓦排巷掘进期间出现严 重的底鼓现象， 严重影响生产安全， 急需采取有效措 施控制底板变形。 2沿空掘巷底板破坏机理 传统弹塑性力学建立了很多判定围岩弹塑性状 态的强度理论， 用来描述岩石的变形破坏[4]。 由于岩石 的微观结构不规律， 外部受力情况也很复杂， 所以岩 石的应力应变关系特别复杂， 单一的应力曲线和应变 曲线都难以真实体现岩石的破坏过程。 研究岩石的稳 定状态时， 影响因素包括岩块力学性质、 围压、 应力应 变等， 因此采用应力应变来分析岩石的破坏过程具有 相当大的难度[5]。 本质上， 巷道围岩由于耗散能的长期 积累导致破坏， 因此， 巷道围岩底板的稳定性可以用 耗散能的集聚程度来反映。 根据巷道地质条件及岩层 赋存条件， 通过 FLAC3D数值模拟软件建立数值模型， 通过分析沿空巷道掘进期间采场耗散能比率的分布 规律， 来分析巷道底板破坏机理和变形破坏特征。在 沿空巷道累计推进 75m后， 底板耗散能比率 Rd 分布 规律如图 2 所示。 图 2煤层直接底耗散能比率分布规律 选取超前掘进迎头 15m， 5m， 0m 及掘进迎头后 方 5m， 25m 处共 5 条观测线，通过数值模拟对 5 条 观测线的耗散能比率进行分析，并对掘进迎头 5m 和掘进迎头后方 25m 剖面进行出图分析； 研究煤柱 及巷道底板耗散能比率变化规律， 如图 3 （a ） 、（b） 所 示。 （a ）B- B 剖面塑性耗散能比率 Rd （b）EE 剖面塑性耗散能比率 Rd 图 3各剖面耗散能比率 （耗散能比率 Rd为无量纲量） 掘进期间， 承压煤柱左侧耗散能比率几乎没有变 化， 让压煤柱底板、 沿空巷道、 承压煤柱右侧耗散能比 率变化较大。 超前掘进头 5m， 直接底岩层耗散能比率 开始产生变化， 在采空区 25m 范围内， 耗散能比率值 都大于 0.2； 掘进迎头， 让压煤柱和沿空巷道的耗散能 比率超过 0.9， 影响范围也有所扩大， Rd0.2 等值线扩 至沿空巷道左侧 4.6m 处；掘进迎头后方 5m， Rd0.2 等值线扩至沿空巷道左侧 4.7m；滞后掘进迎头 25m 时， 巷道底板深处受耗散能比率影响范围扩大， 等值 线在沿空巷道左侧 5.3m处到达最终稳定。 综上可知， 滞后迎头 25m至超前迎头 5m是岩层 耗散能积聚影响的主要范围。 由于让压煤柱的变形使 得其直接底破坏范围逐布增加， 同时， 沿空巷道右底 角处的变形破坏程度远小于左侧底角处。 由此确定了 底板的破坏的机理和主要影响范围， 通过采取相应的 围岩支护控制技术， 保证底板岩层的稳定性。 3底鼓控制技术及效果 3.1底鼓控制技术 由数值模拟分析可知， 要想对 S1202 瓦排巷底鼓 进行有效控制，仅对底板采取措施是远远不够的， 巷 道顶板、 两帮、 底板是一个整体系统， 对底板控制的同 时也需要加强帮顶围岩的稳定性；由数值模拟分析， 还可以看出沿空巷道左侧底角破坏程度大于右侧底 角， 掘进迎头后方 25m 范围内破坏程度显著， 所以决 定在巷道掘进期间对底板采用切槽处理， 并加设底角 锚杆支护。 1 ） 巷内基本支护。布置 Φ22mm2400mm 的高 19 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 强让压锚杆， 每排 6 根， 间排距 720800mm， 并铺设 4000mm880mm 的金属网， 材料选用 40mm40mm 的 10 铁丝加工而成； 2 ） 两帮布置 Φ22mm2400mm 的高强让压锚 杆，每帮 5 根，间排距 700mm800mm，并铺设 3300mm880mm 的金属网， 材料选用 40mm40mm 的 10 铁丝加工而成；顶板锚索采用 Ф18.9 8300mm 的预应力锚索，每排 2 根，间排距 1600 800mm， 锚索托盘采用 300mm300mm12mm 的碟 形托盘， 并配套让压管、 锁具、 调心球垫等。 3 ） 底板切槽设计。根据 S1202 瓦排巷实际情况， 为保证底板的稳定性， 对底板岩层使用松动炮进行破 碎卸压， 松动爆破的碎石无须清理， 而作为充填材料 使用。通过实验测出巷道直接底的抗拉强度为 2.2Mpa， 底板悬臂梁长度与底板爆破深度的关系为 Lt T0 3q■ 0.86t S1202 瓦排巷宽 3.8m， 设松动爆破对称于底板中 线， 水平方向长度为 500mm， 当爆破深度为 t2m 时， 底板岩梁最大悬臂长度 L1.72m，而实际长度为 1.65m， 此时可确保底板不会发生整体断裂破坏。 4 ） 底角锚杆支护。由第 2 章数值模拟可知在 S1202 巷承压煤柱帮底角处变形量大于让压煤柱底 角， 所以首先对 S1202 巷承压煤柱帮设置 Φ22mm 2400mm 的底角锚杆， 距底板 200mm， 与水平方向成 50夹角， 排距 800mm。其次， 在承压煤柱和让压煤 柱各设置 2 根 Φ22mm2400mm 的底角锚杆， 第一 根锚杆距巷帮 200mm，与垂直方向呈 45夹角， 第 二根锚杆与第一根锚杆间距为 800mm，方向与底板 垂直。 3.2底鼓控制效果分析 为验证底鼓控制效果，在工作面迎头方向每隔 4m布置矿压监测站，对 S1202 巷道表面位移量和底 板岩层位移量持续监测直至数据基本稳定， 根据矿压 监测结果能够得出巷道表面位移距掘进迎头距离 和底板深基点位移距掘进迎头距离关系曲线如图 4 所示。 掘进初始 15 天内， 巷道表面围岩变形较大， 两帮 整体移近速度、底鼓速度、顶板下沉速度分别达到 6mm/d、 5mm/d、 4mm/d； 掘进 45 天后， 巷道表面围岩 变形速度趋于稳定， 两帮累计移近量， 底鼓量、 顶板下 沉量分别为 117mm、 83mm、 131mm，且让压煤柱的位 移量大于承压煤柱帮位移量。在未采取控制措施前， 两帮累计移近量，底鼓量、顶板下沉量分别为 706mm、 355mm、 143mm， 通过前后对比可知， 围岩整 体控制效果较为理想。 （a ）巷道表面位移监测曲线 （b）底板深基点位移监测曲线 图 4掘进期间矿压监测结果 掘进应力调整期约为 45 天， 在此期间内， 底板在 2m范围内岩层的变形量呈线性增加趋势，且底板在 2.5m处岩层变形幅度远小于 2m范围内岩层变形量； 掘进应力稳定后，底板在 2.5m 处的岩层变形量为 50mm，底板在 2m 内的岩层变形量约为 100～ 120mm， 底鼓控制效果显著。 4结论 针对 S1202 瓦排巷底鼓情况， 通过数值模拟对巷 道底鼓破坏机理进行分析， 得出底鼓主要影响范围在 掘进滞后迎头 25m至超前迎头 5m范围内， 提出锚杆 （索 ） 作为巷内基本支护， 并采取 “底板切槽 底角锚 杆” 的联合底鼓控制技术来提高底板的稳定性， 通过 沿空掘巷的矿压设备对巷道表面位移量和底板岩层 位移量持续监测， 可知该种支护手段能够有效控制沿 空掘巷底鼓。 参考文献 [1] 康红普,陆士良.巷道底臌的挠曲效应及卸压效果的分析 [J].煤炭学报,1992 （01） 37- 52. [2] 马念杰,侯朝炯.回采巷道围岩整体下沉及其力学分析[J]. 煤炭学报,1993 （02） 11- 18. （下转第 22 页） 20 ChaoXing （上接第 20 页） [3] 侯朝炯.深部巷道围岩控制的关键技术研究[J].中国矿业 大学学报,2017,46 （05） 970- 978. [4] 万世文. 深部大跨度巷道失稳机理与围岩控制技术研究 [D].中国矿业大学,2011. [5] 安智海. 朱仙庄煤矿松软破碎围岩巷道底鼓机理及控制 技术研究[D].中国矿业大学,2008. 作者简介 石磊 （1985 年 5 月 -） ， 男， 汉族， 山西省阳泉市人， 2015 年毕业于太原理工大学， 采煤助理工程师， 现就职于山西新 景矿煤业有限责任公司。 （收稿日期 2019- 3- 18） 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 将水泥浆注入黄土中， 在墙外侧建筑料石墙体的新工 艺。具体施工如下 1 ）将两道厚 0.8m 的浇筑墙 （混凝土构筑） 建造 在指定密闭地点， 中间相隔 0.5m， 用黄土填充， 浇筑 墙外侧再用厚料石构筑，厚度一般 0.9m，如图 3 所 示， 整个构筑强厚度约 3m。 2 ）构筑密闭墙时留设注浆管，如图 4 所示， 该 管路一般用 D38.5 的无缝钢质， 留设外漏 100mm 即 可， 注浆管深入黄土约 200mm 即可， 每个密闭墙留 设 4 组注浆管， 上下间隔 0.8m 左右， 注浆材料用水 泥浆材料。 图 3浇筑密闭墙侧视图 图 4密闭墙留设管路布置图 3 ） 在距顶板 1m 处留设观测孔和措施孔， 在距底 板 0.5m处留设放水孔， 如图 3 所示。 浇筑密闭墙墙体密度高，当矿山压力大于较大 时， 浇筑密闭墙将均匀受力， 承载性能优于普通密闭 构筑物。 3浇筑密闭墙现场应用及效果分析 表 1新旧筑墙工艺参数对比 从监测结果可以得出， 采用浇筑混凝土密闭墙新 工艺可达到 ①工作效率明显提高， 平均 1.5d 完成一 道密闭墙， 与传统密闭墙工艺相比， 缩短了施工工期； ②此工艺构筑的密闭墙承受力强，受力更加合理； ③ 使用寿命较长， 返修的次数较少， 最大限度保证了密 闭性， 防治灾害发生。 参考文献 [1] 李继水.煤矿井下防火密闭墙的构筑技术[J].山东煤炭科 技,2006 （2） 23- 25. [2] 王君现. 隔离开采技术在煤矿防治水工作中的探索与应 用[J].煤炭与化工， 2015,38 （9） 120- 121,126． [3] 许联航等. 煤矿井下密闭混凝土墙筑造新工艺[J].煤矿现 代化,2019 （1） 27- 29 [4] 郝国庆. 采空区密闭浇筑工艺的改进与应用 [J]. 煤,2018 （10） 46- 47. 作者简介 王利军 （1985-）男， 山西高平人， 2018 年毕业于山西大 同大学， 本科， 现任七一煤矿通风科科长， 从事井下通风安全 工作。 （收稿日期 2018- 11- 28） 密闭混凝土墙按 3m宽 4m高深 2m计算 料石或砖墙传统混凝土墙工艺混凝土墙新工艺 人数时间人数时间人数时间 33d32d31.5d 密闭性易出现透风流水现象较难出现透风流水现象非常困难出现 取样模块 强度 16MPa22MPa25MPa 5 个月返 修的次数 3 次1 次0 次 22 ChaoXing