坚硬顶板大采高沿空留巷围岩控制技术研究_霍永鹏.pdf

煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 0引言 虽然我国新能源产业正在蓬勃发展， 但是目前煤 炭作为我国重要的工业资源有着难以取代的优势。 我 国的煤炭资源多为地下赋存， 因此我国的煤矿多为井 工开采， 需要开凿大量的巷道， 并且大多数井下巷道 都受采动影响。长期以来， 对于受采动影响的回采巷 道一般采用宽煤柱护巷。 但是采用宽煤柱护巷有着诸 多的缺点， 例如资源浪费严重、 煤炭采出率低、 巷道变 形严重以及煤柱应力集中严重等。 因此根据上述的问 题我国学者研究出了无煤柱沿空留巷技术， 无煤柱沿 空留巷技术在我国许多的矿井都取得了良好的效果。 并且针对坚硬顶板我国著名学者何满潮院士发明的 切顶卸压技术能够很好的解决顶板问题。 我国已掌握 了软弱以及中等坚硬顶板的沿空留巷的矿压显现规 律， 但对于坚硬顶板下的沿空留巷鲜有研究。 柏建彪等[1]分析沿空留巷顶板破断垮落特征,建 立了膏体材料巷旁充填沿空留巷的力学模型, 提出 了膏体材料巷旁支护体主要参数的确定方法, 并将 研究结果应用于工程实践.李化敏[2]分析了沿空留巷 顶板岩层运动的过程及其变形特征, 明确了顶板岩 层运动各阶段巷旁充填体的作用, 根据充填体与顶 板相互作用原理, 确定了各阶段沿空留巷巷旁充填 体支护阻力的控制设计原则, 并建立了相应的支护 阻力及合理压缩量数学模型。 陈勇等[3]揭示了沿空留 巷巷内支护机理采用高阻让压支护,提高沿空留巷 围岩承载能力和抗变形能力, 适应沿空留巷阶段性 围岩大变形与应力调整。 坚硬顶板大采高沿空留巷围岩控制技术研究 霍 永 鹏 （汾西矿业集团公司双柳煤矿 ， 山西 吕梁 033000 ） 摘要 针对双柳煤矿留设 30m宽的区段煤柱进行护巷时， 造成资源浪费严重、 采出率较低以及应力 集中严重等问题。 本文以双柳煤矿 33 （4 ） 16 工作面为工程背景， 通过理论分析以及数值模拟的方法确 定沿空留巷的关键参数以及浅孔聚能爆破的关键参数，并通过现场矿压监测对所设计的方案进行验 证。 结果表明 ①通过理论计算确定巷旁柔模混凝土墙体的宽度为 1.5m能够满足实际的需要; ②通过 采用数值模拟以及现场试验确定超前预裂切缝的关键参数为切缝高度 8.5m、 切缝角度 15、 切缝钻 孔间距 1000mm; ③通过现场观测围岩变形量可知巷道围岩变形较小， 说明此次沿空留巷试验能够满 足生产需要。 关键词 区段煤柱 ； 沿空留巷 ； 浅孔聚能爆破 ； 关键参数 中图分类号 TD327文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 03- 0048- 05 Research on Surrounding Rock Control Technology of Retaining Roadway with Hard Roof and Large Mining Height HUO Yongpeng （Shuangliu Coal Mine, Minxi MiningGroup Corporation , Lvliang 033000 ， China ） Abstract In the case of retaining a 30m wide section coal pillar in Shuangliu Coal Mine, it causes serious waste of resources, low recovery rate and serious stress concentration. Takingthe 33416 workingface ofShuangliu Coal Mine as the engineering background, the key param- eters ofthe retainingroadwayalongthe goafand the keyparameters ofthe shallowhole gatheringblastingare determined bytheoretical analy- sis and numerical simulation , and designed by on- site mine pressure monitoring. The program is verified. The results showthat ① It is determined bytheoretical calculation that the width ofthe soft concrete wall alongthe roadside is 1.5m, which can meet the actual needs. ② The key parameters of the pre- split slit are determined by numerical simulation and field test. The height is 8.5m, the cutting angle is 15, and the distance between the drillingholes is 1000mm. ③It can be seen fromthe observation ofthe deation ofthe surroundingrock on the spot that the surrounding rock deation of the roadway is small, indicating that the roadway test along the air can meet the production needs. Key words section coal pillar ; retainingroadwayalongthe empty; shallowhole energyblasting; keyparameters 48 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 本文以双柳煤矿 33 （4 ） 16 工作面为工程背景， 通 过理论分析以及数值模拟的方法对双柳煤矿坚硬顶 板条件下的沿空留巷进行了系统的研究。 1工程概况 本次所研究的双柳煤矿 33（4 ） 16 工作面煤层厚 度为 3.9～4.5m， 平均厚度为 4.2m。工作面煤层赋存总 体较稳定， 变化不大。 工作面煤层倾角 1～3， 平均 倾角 3。工作面长 200m， 采用一次采全高的采煤方 法， 推进方向为由北向南沿煤层走向后退式。顶底板 岩性见表 1。 表 1顶底板情况 2沿空留巷巷旁支护设计 柔模混凝土沿空留巷技术目前在许多矿井取得 了很好的效果， 其成套工艺也相当成熟， 柔模混凝土 连续墙支护阻力大， 具有一定的可缩性， 能够与沿空 留巷围岩变形相适应。 柔模混凝土强度上升较快， 两 天即可达到设计强度， 对顶板有较好的支撑作用， 能 有效降低顶板下沉。柔模混凝土沿空留巷采用柔模 混凝土制备输送机组进行施工， 机械化施工， 施工速 度可以满足高产高效工作面的施工要求。 因此， 本次 研究采用巷旁支护决定采用柔模泵注混凝土巷旁支 护技术。 2.1巷旁支护体荷载计算 图 1力学模型 根据查阅相关资料可知， 计算巷旁支护体荷载的 方法有 “分离岩块法” 和 “切顶法” 。 分离岩块法是根据 充填体上方的分离岩块来计算巷旁充填体的载荷。 切 顶法是根据工作面回采过后在巷旁支护体的切顶作 用下将顶板沿采空区一侧切断， 同时巷道上方形成稳 定的压力拱， 使得围岩得到控制。由于本次研究的为 坚硬顶板条件下的沿空留巷， 顶板在巷旁支护体的作 用下难以自行切断， 因此本次沿空留巷巷旁支护体载 荷计算决定采用 “分离岩块法” 。 图 1 为分离岩块法计 算力学模型。 q 32htgθ4bBxbc x hbBxbc γ B bB0.5x 式中 q 为巷旁支护体载荷； bB为巷旁支护内侧 到煤帮的距离， 即留巷宽度， 取 4.5m； x为巷旁支护宽 度， 初步取 1.5m； bc为巷旁支护外侧悬顶距， 取 0.5m； γ 为顶板分离岩块容重，取 27kN/m3； h 为采高， 取 4.2m； θ 为剪切角， 根据经验选取为 26[4]； 将参数带入公式 （1 ） 计算可得宽度为 1.5m 的支 护荷载为 q8569.2kN/m 根据相关经验， 巷旁支护体不仅受到顶板分离岩 块的重量， 还受老顶转到对直接顶的动压影响， 因此 计算巷旁支护体载荷需在分离岩块法的基础上乘以 动压系数 （1～2 ） ， 为计算最大载荷考虑动压系数为 2。 因此巷旁支护体最大载荷为 qmax8569.2217318.4kN/m 2.2巷旁支护体承载能力验算 柔模混凝土巷旁充填体的承载能力计算公式如 下 N20.9φfcA 式中 N2为巷旁支护体的承载能力； φ 为构件的 稳定系数，取 1； fc为混凝土抗压强度设计值， C25 时 为 11.9N/m2， A为截面面积， 为 1500mm1500mm。 由上述公式计算得巷旁充填体的承载能力为 N20.91.011.91500150024097.5kN 根据工程实践经验，当巷旁支护安全系数大于 1.2 时可认为支护强度满足要求[4]， 本项目中巷旁充填 体的承载力为 24097.5kN，沿空留巷顶板压力为 17318.4kN/m， 安全系数为 1.4， 因此巷旁支护满足安 全要求。 3顶板预裂切缝 由于双柳煤矿顶板属于坚硬顶板， 在工作面回采 过后易造成大面积悬顶， 悬顶一方面会增加非工作帮 实体煤的受力， 另一方面悬顶的不正常垮落会对巷旁 充填体造成一定的冲击破坏造成沿空留巷失败。 为防 止采空区侧的悬顶对巷旁充填体造成破坏， 需要在工 作面回采前， 超前工作面预裂顶板。 我国著名学者何满潮院士在常规爆破和控制爆 破的基础上提出了一种的双向聚能爆破技术， 该技术 顶板名称顶底板岩性均厚m岩性特征 老顶灰岩6.5深灰色， 致密坚硬。 直接顶 煤0.3煤， 以半亮型煤为主。 泥岩1.5黑色,质地较密。 直接底泥岩5.5灰色,含大量云母及黑色矿物。 49 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 利用了岩石抗压怕拉的特性， 将药包装入带有双向孔 的聚能管中， 炸药起爆后将在设定的方向形成聚能点 射流， 产生张拉应力， 使围岩沿着设定的方向集中受 拉而在非设定的方向集中受压， 使得预裂炮孔沿设定 方向贯穿， 形成预裂面。 由于岩石是被拉断的， 可以大 大的减少炸药的使用量， 并且由于聚能爆破有着导向 性能够对围岩进行一定的保护， 该技术可以达到实现 预裂的同时又可以保护巷道顶板。 根据双向聚能爆破预裂切缝的原理可知顶板预 裂切缝的关键参数包括切缝高度、 角度以及切缝的钻 孔间距。 1 ） 切缝高度。 切缝高度值从顺槽顶板平面到切缝 向上发育的最大垂直距离称为切顶高度。 定向爆破切 割顺槽顶板是本次研究的核心环节， 切缝高度应保证 切断上覆岩层中的坚硬岩层并且能够保证工作面回 采过后直接顶能够在矿山压力的作用下整体垮落。 由 矿井的地质资料可知上覆岩层有着 6.5m高的坚硬岩 层，因此本次研究的关键在于能够切断上覆 6.5m的 坚硬岩层， 考虑直接顶的厚度可知此次切缝高度应为 8.5m。 2 ） 切缝角度。切缝存在明显角度效应， 合适的切 缝角度不仅能够使顶板顺利垮落而且可以保护巷旁 充填体， 有助于使采场应力分布更加合理[5]。 3 ） 切缝孔间距。 聚能爆破技术的关键在于能够沿 着工作面推进方向形成一个切顶面， 而炮孔间距这是 影响预裂切缝的关键因素， 炮孔间距太远则无法贯通 裂缝， 间距太近则容易损坏顶板。 4顶板预裂关键参数确定 根据上述分析结果， 本节将通过数值模拟确定切 缝角度， 并通过顶板预裂切缝现场试验确定预裂切缝 钻孔间距。 图 2计算模型 根据双柳煤矿工作面的综合柱状图、 井筒柱状图 及钻孔柱状图，数值模拟模型尺寸为长宽高 455m250m70m。模型的四个侧面为位移边界， 限制水平位移， 底部为固定边界， 限制水平位移和垂 直位移。 模型划分 705000 个单元， 734196 个结点。 模 拟时顺槽埋藏深度按此工作面煤层最大埋深考虑， 取 350m。煤层上覆剩余岩层 （305m ） 的重力按均布载荷 施加在模型的上部边界。计算模型如图 2 所示。 4.1预裂切缝角度确定 根据上述的分析确定切缝高度为 8.5m，并在此 基础上设计不切缝， 切缝角度为 0、 15三种方案。 通过对比不同切缝角度下巷旁充填体的受力情况， 从 而确定最合理的预裂切缝角度。 图 3不同切顶方案下巷旁充填体垂直应力变化 由图 3 可知， 当采取超前预裂切缝技术时相比于 不切顶时对巷旁充填体的受力情况有着明显的改善， 其原因是因为由于上覆顶板的岩性相当坚硬在工作 面回采过后不能够及时的垮落造成悬顶面积大而作 用于巷旁充填体上， 巷旁充填体的垂直应力大于其最 大承载能力造成充填体的破坏沿空留巷无法保证； 对 比不同角度时的超前预裂切缝，切缝角度为 15时 巷旁充填体的垂直应力均小于切缝角度为 0时的 情况， 其原因是因为有一定的切缝角度有利于顶板的 垮落。因此本次研究确定最佳的切缝角度为 15。 4.2预裂切缝钻孔间距确定 根据现场条件，每个炮孔设计安装 4～5 根聚能 管，每根聚能管的规格为外径 φ42mm长度 1500mm双面 260 孔， 使用 3 级煤矿许用乳化炸药， 符合 GB124372000 标准， Φ32mm， 长度 500mm， 单 孔装药 13 卷， 封泥长度 2000mm。 现场试验方案首先根据前期顶板窥视结果， 进 行单孔试验， 确定单孔最佳装药量及最佳空气柱的长 度， 随后进行连孔试验， 确定两相邻孔的最佳间距， 连 孔试验方案包括孔间距 600mm、 800mm、 1000mm、 1200mm， 见图 4。 根据不同钻孔间距爆破试验可得，孔间距为 1000mm 时预裂切缝较为平直， 贯通效果好， 且顶板 未出现垮落； 其他孔间距时出现了贯通效果差、 切缝 分叉以及顶板出现垮落等情况。 因此最佳的切缝钻孔 50 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 间距为 1000mm。 （a ） 600mm（b） 800mm （c） 1000mm（d） 1200mm 图 4不同孔间距预裂爆破效果图 5现场实施效果分析 通过测试巷道围岩位移分布， 可了解巷旁充填体 的工作状态， 进而验证沿空留巷的安全可靠。 因此在 33 （4 ） 16 顺槽设置 1 个综合测站。 距工作 面 100m左右安设， 测站主要监测巷道表面位移并对 巷道破坏状况进行统计。 如图 5 为顶底板位移量随工 作面煤壁距测点的距离变化曲线及两帮移近量随工 作面煤壁距测点的距离变化曲线。 图 5顶底板位移量随工作面煤壁距测点的距离变化曲线 图 6两帮移近量随工作面煤壁距测点的距离变化曲线 由图 6 可以分析得到， 当 33 （4 ） 16 工作面轨道顺 槽受工作面采动影响，在 33（4 ） 16 工作面前方 30m 处， 顺槽开始受工作面采动影响， 巷道发生变形， 顶底 板和两帮移近量逐步增加；测点由距离工作面前方 30m至工作面后方 110m， 随着工作面的推进， 顶板离 层量和顶底板移近量逐渐增加， 巷道变形剧烈， 位移 量逐步增大。其中巷道顶底板移近量， 在工作面前方 20m～ 工作面后方 30m 范围内顶底板移近量增加最 剧烈，工作面后方 30m 之后顶底板移近量增加幅度 逐渐变缓， 到工作面后方 130m， 顶底板移近量逐步趋 于稳定， 巷道顶底板移近量最大值为 59.61mm。巷道 底臌量在工作面前方 10m～ 后方 20m 范围内增加幅 度比较大， 底臌量最大为 16.43mm。 在工作面前方， 顺 槽左右帮为煤壁， 两帮移近量随着工作面距离测点的 距离变小，移近量越来越大，在工作面处移近量为 31.19mm； 在工作面后方， 顺槽左帮为混凝土墙， 右帮 为煤壁， 两帮位移量均不断增加， 在工作面后方 40m 范围内两帮移近量增加幅度最大，工作面后方 40m 之后， 两帮移近量变化逐渐平缓。两帮移近量最大值 为 34.57mm。随着工作面往前推进，工作面后方 110m～130m 巷道变形幅度变小，顶底板及两帮移近 量并逐步趋于稳定。 分析图表可知， 工作面后方 130m 处巷道变形逐步趋于稳定。 且柔模混凝土墙理论强度 在受采动影响期间能满足安全生产需要。 因此由上述分析可知， 受采动影响下巷道围岩总 体变形量较小， 说明此次研究结果的正确性。 6结论 1 ） 通过理论计算确定巷旁柔模混凝土墙体的宽 度为 1.5m 能够满足实际的需要。 2 ） 通过理论分析、 数值模拟以及现场试验确定超 前预裂切缝的关键参数为切缝高度 8.5m、切缝角度 15、 切缝钻孔间距 1000mm。 3 ） 通过现场观测围岩变形量可知巷道围岩变形 较小， 说明此次沿空留巷试验能够满足生产需要。 参考文献 [1] 柏建彪,周华强,侯朝炯,涂兴子,岳殿召.沿空留巷巷旁支 护技术的发展[J].中国矿业大学学报,20040259- 62. [2] 李化敏.沿空留巷顶板岩层控制设计[J].岩石力学与工程 学报,200005651- 654. [3] 陈勇,柏建彪,王襄禹,马述起,徐营,毕天富,杨宏庆.沿空留 巷巷内支护技术研究与应用 [J]. 煤炭学报,2012,3706 903- 910. [4] 韦瑜.柔模泵注混凝土沿空留巷技术研究[J].煤矿现代化, 51 ChaoXing 20170536- 39. [5] 蔚保宁. 浅埋煤层综采面切顶卸压无煤柱开采技术研究 [J].内蒙古煤炭经济,20161793- 95. 作者简介 霍永鹏 （1981.10-） ， 男， 汉族， 山西平遥人， 2009 年毕业 于太原理工大学， 工程师， 研究方向 采矿工程。 （收稿日期 2019- 7- 30） 赵庄二号井 2314 回采工作面富水陷落柱注浆加固实践 时 静 修 （晋煤集团晟泰公司矿山技术服务分公司 ，山西 晋城 048000 ） 摘要 针对赵庄二号井 2314 回采工作面过富水陷落柱工程实际， 为保证生产安全且获得的技术经济 效益最大化， 运用注浆加固的方法来防控工作面过陷落柱可能引起的突水灾害。提出合理的钻孔位置、 钻孔设计、 施工顺序及加固措施， 并进行了效果检验。实现消除突水及滞后导水威胁， 有效降低围岩变 形， 保证了回采工作正常有序进行， 对赵庄二号井工作面过富水陷落柱具有积极的指导及借鉴价值。 关键词 回采工作面 ； 陷落柱 ； 富水 ； 注浆 ； 加固 中图分类号 TD265文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 03- 0052- 03 Practice of Grouting and Reinforcement of Water-rich Subsidence Column in 2314 Mining Face of Zhaozhuang Well No. 2 SHI Jingxiu （Jinmei Group Shengtai CompanyMine TechnologyService Branch ， , Jincheng048000 ，China ） Abstract Aiming at the actual project of over- water- falling columns in the 2314 working face of Zhaozhuang No. 2 well, in order to ensure the safetyofproduction and maximize the technical and economic benefits, groutingand strengthenings are used toprevent and control the over- falling columns in the working face Water inrush disaster. Reasonable drilling positions, drilling design, construction sequence, and reinforcement measures were put forward, and the effects were checked. It can eliminate the threat of water inrush and lagging water conduction, effectivelyreduce the deation ofsurroundingrocks, and ensure the normal and orderlyrecoveryofmining. Keywords workingface ; subsidence column ; water- rich ; grouting; reinforcement 0引言 陷落柱是煤系奥陶岩层经地下水溶掏蚀后， 形 成的大面积空洞[1]， 在煤系地层中， 陷落柱限制了煤 矿的快速安全生产。对于富水陷落柱的处理往往选 择优化采矿方法来避开陷落柱区域， 实现快速推进 通过该区域[2-3]， 或者采用超前预裂爆破技术来通过 富水陷落柱[4-5]。但是复杂区域难以完成快速的搬家 倒面工作， 且要重新施工巷道， 工程量较大， 造成采 面停产； 此外， 运用超强预裂爆破技术时， 难以控制 爆破对围岩的损伤， 可能会带来围岩控制困难以及 突水等新问题。因此， 现阶段工作面过陷落柱时需 要在对陷落柱区域进行设计优化的同时进行注浆 加固来控制围岩[6-10]， 特别在大采高、 大倾角工作面 运用注浆加固技术通过富水陷落柱的实践成功更 加表明该技术成熟， 治理有效[11-12]。本文针对赵庄二 号井 2314 回采工作面过 JDX6 富水陷落柱问题， 设 计采用注浆加固方法对陷落柱进行处理， 以达到安 全生产目的。 1工程概况 2314 工作面 23142 巷 220～340m 以北 15m 处 发育 JDX6 陷落柱 （长轴 230m， 短轴 140m ） ， 如图 1 所示。根据物探、 钻探以及化探测试结果， JDX6 陷 落柱导富水较强。截止 2016 年 2 月底， 总疏放水量 约 45000m3， 涌水量大， 水源复杂。 另外， 该陷落柱水 源主要是来自顶板的 K 砂岩水、 K8 砂岩水以及底 板的 K5 灰岩水。钻探期间陷落柱预计正常涌水量 15～25m3/h， 最大涌水量 55 m3/h。 现巷内共 3 个水仓， 共铺设有两趟排水管路 （4 寸、 6 寸 ） ， 1 号水仓内有两 台 15kW 潜水泵 （一用一备） ， 2 号水仓内有两台 15kW潜水泵 （一用一备 ） ,3 号水仓内有两台 37kW离 心泵 （一用一备 ） ， 且巷内右帮均有水沟， 水能顺利流 入水仓内， 排水能力能够满足设计的最大涌水量。 2注浆加固方案设计 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 52 ChaoXing