深井沿空留巷巷旁支护阻力分析及围岩控制技术研究_张国辉.pdf

煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 0引言 由于我国煤矿在深部开采这方面起步较晚， 在对 深井沿空留巷巷旁支护阻力及围岩控制技术的理论 研究和实践方面， 还未形成系统的理论体系。目前国 内外学者对深井沿空留巷围岩控制技术展开研究， 如 袁亮， 薛俊华[1]等运用现场勘察、 理论分析和数值模拟 的方法，第一次提出了深部巷道围岩分类标准体系， 并得出了围岩控制的措施；在巷道支护技术方面， 孙 晓明， 何满潮[2]等通过结合理论分析和现场实践， 提出 锚网索耦合支护方案， 使支护方式和围岩压力达到更 好的效果， 从而保证围岩的稳定性。 本文为保证 6118 工作面运输顺槽沿空留巷作业时巷道围岩的稳定， 采 用理论分析和现场实践相结合的方法， 对深井沿空留 巷巷旁支护阻力进行具体分析， 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 某矿 6118 工作面平均埋深 700m，倾斜长度为 184～192m， 走向长度为 1080m， 开采面积 195382m2。 本工作面主采煤一层， 煤层均厚 4.2m， 煤层平均倾角 为 8， 工作面采用综合机械化采煤方法， 煤层顶底 板岩层特性如表 1 所示。6118 工作面运输顺槽设计 断面为矩形， 净宽 4.0m， 净高 3.5m。巷道沿煤层顶板 掘进， 6118 运输顺槽沿空留巷后作为 6119 工作面回 风顺槽使用，根据设计 6119 工作面设计推进距离 305m， 为保证留巷稳定， 在 6119 工作面切眼后方多 留 20m 巷道，即设计 1103 运输顺槽留巷长度为 325m。 表 1煤层顶底板特征表 2巷旁支护体支护阻力分析 由于巷旁支护体与实煤体帮共同承受上覆盖岩 体的作用力， 所以巷旁支护体的稳定对沿空留巷的稳 定起决定性作用。我们把巷旁支护体在不同位置的 几种不同作用原理进行归纳 深井沿空留巷巷旁支护阻力分析及围岩控制技术研究 张 国 辉 （山西新景矿煤业有限责任公司 ， 山西 阳泉 045000 ） 摘要 为保证 6118 工作面运输顺槽沿空留巷时巷道围岩的稳定， 运用理论分析结合现场实测的方 法， 对深井沿空留巷巷旁支护阻力进行具体分析， 并结合 6118 工作面地质条件对沿空留巷的支护方 案进行具体设计， 并通过矿压监测对沿空留巷的支护方案进行验证分析。 结果表明 支护方案实施后， 6118 运输顺槽顶板的最大下沉量为 600mm， 两帮的移进量为 340mm， 保证了沿空留巷围岩的稳定。 关键词 沿空留巷 ； 深部 ； 围岩控制 中图分类号 TD 32文献标识码 A 文章编号 1009-0797 （2019 ） 06-0189-04 Research on the resistance analysis and surrounding rock control technology of deep well retaining roadway along gob ZHANG Guohui （Shanxi Xinjing Coal Mine Co., Ltd. , Yangquan 045000 ， China ） Abstract In order to ensure the stability of the surrounding rock of the roadway when the 6118 working face is transported along the goaf, the theoretical analysis and the field measurement are used to analyze the supporting resistance of the roadway along the deep roadway, and the geological conditions of the 6118 working face are combined. The specific design of the support scheme along the empty roadway is carried out, and the support scheme of the roadway along the goaf is verified and analyzed through the mine pressure monitoring. The results show that after the implementation of the support scheme, the maximum sinking amount of the 6118 transporting trough top plate is 600mm, and the displacement of the two gangs is 340mm, which ensures the stability of the surrounding rock in the re- taining lane along the empty road. Key words Gob-side entry retaining ; Deep ; The surrounding rock control 岩性 平均厚 （m ） 岩性描述 粉砂岩9.00等粒结构， 含有暗色矿物及黑云母钙质胶结， 坚硬 泥灰岩5.00断面平坦状， 上部含较多煤屑， 植物碎片化石， 水平层理坚硬 煤一层4.20油页岩， 黑色， 较完整块状 煤 B1 层0.52亮煤， 镜煤等， 块状 粉砂岩6.00灰白色粉质岩层， 以石英长石为主 189 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 1 ） 巷旁工作面刚推过阶段。煤层被采出后， 巷旁 支护起到支撑保护的作用， 保证上层岩体受到足够的 支撑力， 减少了围岩的局部变形和破裂。 2 ） 顶板塌落阶段。经过工作面刚推阶段， 巷旁支 护和周围煤体共同承担上部岩层的压力， 局部会产生 较大的变形量， 因此我们要求巷旁的填充体不仅要具 备一定的刚度， 还要具备一定的延展性， 在承受超过 设计要求的压力值时能够具备较好的收缩能力。 3 ） 顶板趋于稳定状态阶段。此时， 由三部分共同 承担对上部岩层的支撑力， 包括实煤体、 巷旁支护体 和煤矸石， 要求巷旁支护体的阻力能够使巷道上部岩 体下沉量不至过大， 同时使整体受力维持在平衡状态。 沿空留巷与采煤工作面在矿压特点和边界条件 等方面有共同点， 两者的矿压机理具有相似性。因此 在研究深井沿空留巷支护阻力时， 可以把基本顶近似 看作 “梁” 结构来进行分析。当巷旁支护阻力达到应 力峰值， 巷道顶板就会产生破坏和断裂[3]， 所以建立如 图 1 的基本顶与巷旁支护体相互作用的力学模型 （a ）基本顶与巷旁支护体相互作用力学模型 （b）基本定破断示意图 图 1巷旁支护体支护阻力分析模型 利用上图模型， 并使用平衡法对岩块建立力学方 程， 巷旁充填体的支护阻力 Pq如下 Pq[λμ-γ]/x0c d 2 λMLNcqcosα eδ 1 2 qq0cosα δ2 μ x0 0 ∫σyx0-xdx-Tcqsinα eh-VSB γM0qsinαδ h 2 -VSB） δ （x0cd ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ） （1 ） 式中 Pq巷旁支护体切顶阻力； α 为煤层倾角； ML 为基本顶岩层的极限弯矩； c 为巷道宽度； M0为 A 端 基本顶的残余弯矩； d 为巷旁支护体宽度； q 为基本 顶及其上部软弱岩层单位长度的自重； h 为基本顶岩 层厚度； ΔSB为基本顶跨落前端的下沉量 ； q0为直接 顶单位长度自重。 将 6118 工作面巷道参数代数公式煤层平均厚 度4m， 煤层倾角α9， 采高M4.0m， 基本顶厚 h10m， 直接顶厚 6m， 工作面长度 Lm180m， 采深 H800m， q ＝1.5 105N/m， C0＝0.1MPa， d ＝2.5m, M00， q00.5 105N/m, 得到巷旁充填体的支护阻力为 11.87MPa。 充填体最大压缩量由式 （2 ） yc [mz- h （K- 1 ） ] （SkHkCk） L L 2b 17 b Lm 100102 （Lm b ） 2 ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ （2 ） 式中 Sk为煤体内塑性破坏区宽度； Ck为充填体 宽度， m；Hk为巷道宽度， m； mz为煤层厚度， m； K 为 岩石碎胀系数； h 为直接顶厚度， m。 根据公式， 在充填体压缩量取值为 580mm时， 理 论上高水材料在构筑一定时间后会达到 10MPa 以 上， 但是由于施工条件和环境比较复杂， 我们选取理 论值的 60进行计算，再根据第 2 章巷旁充填体的 支护阻力计算出充填体的理论宽度为 2.26m， 为了生 产实际安全需要[4]， 理论宽度需乘以一定安全系数， 最 终确定 6113 工作面沿空留巷的充填体宽度为 2.5m。 3沿空留巷围岩控制方案与效果 3.1围岩控制方案 1 ） 巷道基本支护。6118 工作面运输顺槽沿煤层 顶板掘进， 采用锚网支护， 具体支护参数为 1 ） 顶板采 取 2 根 Φ22mm2400mm 螺纹钢锚杆，锚杆排距 700mm， 间 距 700mm， 锚 杆 托 盘 采 用 150mm 150mm10mm 的碟形托盘，并铺设金属网和钢筋。 2 ） 两帮布置 Φ22mmL2400mm螺纹钢 2 根，间距 750mm， 排 距 700mm。 锚 杆 托 盘 采 用 150mm 150mm10mm 的碟形托盘，并铺设金属网和钢筋。 3 ） 顶板锚索采用 2 根 Ф18.98300mm 的预应力锚 索， 间排距为 1800800mm， 锚索托盘采用 300mm 300mm16mm 的碟形托盘，同时铺设调心球垫、 锁 具。巷道基本支护形式如图 2 所示。 2 ） 巷道补强支护。6118 工作面原有支护方案未 考虑后期留巷， 支护强度偏低， 需对其留巷段巷道进 190 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 行补强支护， 补强支护应超前工作面 20m 左右， 具体 补强支护参数如下 1 ） 采取超前液压支架支护。2 ） 对 巷道煤帮进行加强支护， 选用预应力竖向彬架， 锚索 锚固段的位置， 选取在煤帮侧方顶底板深处。 3 ） 充填区域支护。为防止顶板冒落， 保证充填区 顶板的稳定， 结合 6118 工作面的地质条件， 具体方案 下 锚索间排距为 900mm800mm， 每排 2 根， 锚杆型 号为 Φ17.86300mm； 为加强支护强度， 在留巷两侧 底角打 Φ18mmL2000mm的螺纹钢锚杆， 锚杆排距 800mm，分别在距离实煤体帮和充填体帮 200mm 处 打倾斜角为 45的锚杆。出于安全和经济的考虑， 采用间距为 1000mm， 排距为 1000mm 单体液压支柱 进行临时支护， 在工作面后方也需要进行支护， 在滞 后工作面 150m 处，采取间距为 1.1m 的液压支柱配 型梁支护， 如图 3 所示。 图 2巷道锚杆支护图 图 3充填区域上方顶板支护示意图 3.2巷旁支护方案 1 ）巷旁充填体参数。据工作面的生产地质条件 知 6118 工作面巷旁充填体参数进行设计时，由第二 章计算公式得到 6118 工作面运输顺槽所需的巷旁充 填体的支护阻力为 11.87MPa，本次充填材料选用高 水充填材料， 水灰比为 1.5 1， 巷旁充填体的合理宽度 为 2.5m。 2 ）充填区顶板维护。为进一步增强充填体承载 能力， 在充填体内布置对拉锚杆加固充填体 ①当顶 板条件较好时，在充填体上增设间排距为 700mm 700mm 的对拉锚杆， 每排 2 根；②当顶板条件不好 时， 对拉锚杆间排距为 800mm800mm， 每排 3 根。 钢筋梯子梁和钢筋网参数与上述相同。 3.3围岩控制效果分析 为观测 6118 下运输巷道的围岩活动规律，观测 充填体和巷道围岩的变形情况， 在沿空留巷设置监测 站， 对深井沿空留巷的顶板、 两帮移进量进行监测， 对 巷道围岩变形量持续监测直至监测到的围岩变形数 据基本稳定， 运用软件把数据进行整理分析， 并绘制 出曲线图。本次共设置四个观测站， 绘制出的顶板下 沉量、 两帮移近量曲线图分别见图 4、 图 5。 图 4顶板下沉量曲线 图 5两帮移近量 通过分析图 4 可知， 1、 2 号 号监测点的下沉量要 比 3、 4 号监测点的顶板下沉量大，由现场情况可知， 1、 2 号观测点的围岩较破碎， 产生了较大的围岩变形 量。顶板的最大下沉量约为 600mm， 工作面的距离变 远， 顶板变形量逐步减小。 通过分析图 5 可知， 两帮围 岩的水平位移达到约 340mm，两帮的水平位移在 100m 以外几乎不发生变化。综上可知， 6118 工作面 运输巷现有支护方式下巷道围岩变形量不大， 变形量 能够满足回采巷道的使用要求。 4结论 通过综合运用理论分析、现场试验等方法， 对 6118 工作面运输顺槽沿空留巷支护阻力进行具体分 析， 阐明了深井沿空留巷巷旁支护体受力特点， 并建 191 ChaoXing 立相应的力学模型。此外根据 6118 运输顺槽沿空留 巷的具体情况， 对沿空留巷的围岩控制方案进行具体 设计， 根据矿压监测结果可知， 支护方案实施后， 顶底 板的最大移近量为 600mm，两帮的最大移近量为 340mm， 保证了沿空留巷围岩体的稳定性。 参考文献 [3] 何风贞,阚甲广,杨森等.坚硬顶板下沿空留巷巷旁充填体 合理宽度优化研究[J].煤矿开采,2016,21 （04） 56- 5972. [4] 孟宁康,陈勇,曹其嘉.大采高分段式沿空留巷窄充填体阶 段长度和宽度研究 [J]. 煤炭科学技术,2018,46 （S1） 103- 106163. 作者简介 张国辉（1985 年 1 月 -） ,男,汉族， 内蒙古乌兰察布市 人， 2012 年毕业于东北大学,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 0引言 随着我国煤炭资源的逐渐大规模开采与煤炭开 采方法的创新， 地质条件复杂煤炭资源的开采逐渐成 为热点问题[1]。陷落柱是众多复杂地质条件中最为常 见的一种。陷落柱是在地质成煤后， 煤层底板岩层中 的溶洞坍塌引起的覆岩整体破坏后形成的类柱状坍 塌体[2]。 山西各个主要矿区均有大量的陷落柱存在， 陷 落柱对煤矿开拓系统、 准备系统以及回采系统的影响 较大[3]。同时， 陷落柱严重影响煤层顶板的强度， 当煤 层开采时， 极易与含水层沟通， 导致煤矿透水事故发 生[4]。 众多学者针对这一问题进行了研究。学者张村[5] 建立了陷落柱厚筒壁力学模型， 结合数值模拟对陷落 柱周围应力分布， 确定了落柱保护煤柱宽度， 实现了 金庄矿 8203 工作面的安全回采。 学者赵国飞[6]利用多 超前预注浆技术在工作面过陷落柱技术探析与实践 张 云 峰 （山西高河能源有限公司 ，山西 长治 047100 ） 摘要 本文依托高河矿 W4301 工作面过 Xw15 陷落柱的工程实际，以实现工作面不搬家倒面， 工 作面回采工作便捷的工作面直接过陷落柱为目标， 在工作面超前探视的基础上， 确定工作面陷落柱的 具体方位、 几何尺寸以及岩石性质， 通过工作面超前预注浆技术， 对陷落柱进行加固处理， 切实保障工 作面工作面回采时的顶底板稳定性， 防止突水事故的发生。确定了回采工作面的回采工艺， 实现了工 作面快速过陷落柱， 保证了工作面安全、 高效回采。高河矿后续出现的工作面过陷落柱问题提供技术 基础， 并为其他地质条件类似矿井工作面直接过陷落柱提供借鉴。 关键词 大采高工作面 ； 超前预注浆 ； 陷落柱 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009-0797 （2019 ） 06-0192-03 Analysis and practice of advanced pre-grouting technology in working face passing through subsided column technology ZHANG Yunfeng （Shanxi Gao He Energy Co., Ltd. , Changzhi 047100 , China ） Abstract This paper relies on the engineering practice of the Xw15 subsided column of the W4301 working face of Gaohe Mine, so as to realize that the working face does not move down, and the working face with convenient working face mining directly passes the collapse column, and on the basis of the advanced exploration of the working face, the work is determined. The specific orientation, geometry and rock properties of the face collapse column are strengthened by the pre-pre-grouting technology of the working face to ensure the stability of the top and bottom plates during the face mining of the working face and prevent the occurrence of water inrush accidents. The mining technology of the mining face is determined, and the working face is quickly over-collapsed, which ensures the safe and efficient recovery of the working face. The subsequent work surface of the Gaohe Mine provides technical basis for the problem of over-collapsed columns, and provides reference for other geological conditions similar to the working face of the mine directly crossing the collapse column. Key words Large mining height fully mechanized face ; advanced pre-grouting ; collapse column 192 ChaoXing