动压巷道的矿压显现与控制.pdf

文章编号 1 0 0 3 5 9 2 3 2 0 0 4 0 1 0 O 4 6 一O 2 动压巷道的矿压显现与控制 张洪敏 ， 陈建文， 牛伟 新汶矿业集团翟镇煤矿， 山东 新泰 2 7 1 2 0 0 摘要 本文根据现代矿压理论和实测矿压资料， 对翟镇煤矿采面动压 下轨巷 的矿压显现机理进行全面 分析， 提 出相应的控制对策。 关键词 动压 ； 巷道； 矿压 显现； 对策 中图分类号 TD3 2 2 文献标识码 B 在动压 下的锚带网巷道是 矿压 控制的重点 ， 在 上 区段采 面动压下的轨巷矿压 控制更是重 中之重 。 新汶翟镇煤矿是设计能力 1 2 0万 t 的大型矿井 ， 现 实际生产能力 2 2 0万 t ， 地 质条 件复杂 ， 顶 板稳定性 差， 锚带网巷道在动压下矿压显现剧烈。 为此， 特在 3 4 0 5 W 轨巷 进 行 了专项 矿压 观 测 ， 对巷 道 的布 置 方式、 支 护形式 进行 了探讨 。 l 概况 3 4 0 5 W 面平均采高 2 ． 7 m， 底板为深灰色粉砂 岩， 直接顶为灰黑色粉砂岩， 0 ． 8 ～1 ． 5 r n ， 泥质胶 结， 其上分层距 4煤 1 ． 2 ～2 ． 5 i n ， 构成复合顶板。 老顶为厚层中细砂岩。 3 4 0 5 W 轨巷 顶板采用钢筋网锚杆支护和 锚 索 的 联 合 支 护。锚 杆 规 格 为 0 2 0 mm， L 2 5 0 0 mm， 间排距均 为 8 0 0 mm； 两帮采 用金 属菱形 网 钢 筋 梯 子 梁 ， 锚 杆 规 格 ， 1 8 mm， L 2 0 0 0 mm， 其 间排距 为 8 0 0 mm； 锚杆采 用全 螺纹 强 锚杆； 锚索规格 ， 高强度、 低松弛、 黏结式 1 7 in 的钢绞线， 1 5 ． 2 4 mm， 托盘为 1 6 号槽钢。 2 矿压显现情况分析 2 ． 1 整体评价 为反映巷道在采动影响下的矿压显现情况， 每 隔 5 0 ～ 8 0 r r i 设 一测 站 ， 进 行 表 面位 移、 深 部离 层 项 目的综 合观测 。观测发现 ， 巷道受 到采面侧 向支 承压力 的明显影响 ， 矿压显现强 烈。 巷道矿压显现程度带有明显的随机性和离散 性特征 。巷 道的矿压显现情况 为 1 在 6个测站中前 3站顶板离层及围岩位 移均不强烈， 4 ～6 测站围岩移近较明显， 两帮移近 1 8 0 ～ 5 6 0 mm， 顶板 移 近 2 2 0 ～5 6 0 mm， 1 ． 8 m 深 离层量 2 5 ～1 4 8 mm， 6 m 深离 层量在 1 O ～1 4 0 mm 其 中在采面后 7 0 ～8 0 m 区段内开始出现强烈矿 压现象 ， 局部伴 随底鼓 明显 。 2 在采面后 7 0 ～2 6 0 m 处矿压显 现强烈 ， 已 经复棚 。在 3 0 0 m 后矿压 显现趋于缓和 ， 1 ． 8 m 深 离层量在 2 0 m m 以下 ， 变化速度 0 ． 5 mm／ d左右， 6 m 深 部 离 层 量 在 1 5 m m 以 下， 变 化 速 度 0 ． 4 mm／ d 以下 。 2 ． 2 矿 压参数分析 整体上顶板下 沉明显 ， 顶板离层具 有一定突变 性 。顶板下 沉速 度为 0 ． 7 6 ～9 ． 8 mm／ d 。顶板深部 离 层 1 ．8 m 范 围 内 顶 板 离 层 速 度 在 0 ．2～ 6 ． 4 mm／ d 左右 ， 1 ． 8 m 范围 内顶 板离 层速度在 0 ． 2 ～ 4 ． 4 mm／ d 左右 。其与工作 面的关系如 图 1 。 20 0 羹 。 匿一 5 0 暑 ＼ 豳j 蹬 镀 匿 40 0 2 0 0 0 20 0 4 0 0 测点至工作面距离／ m 图 1 顶板离层 a 1 ． 8m 处顶 板 ； b 6m 处顶板 收稿 日期 2 0 0 3 ～0 9 1 8 作者简介 张洪敏 1 9 6 4 一 ， 山东新泰人， 工程师， 现任新汶矿业集团翟镇煤矿生产技术部副主任， 在相关刊物发表论文多篇。 4 6 2 0 0 4 ． N g- I矿 山压 力与顶板 管理 维普资讯 两帮 的矿压显现也很 明显 ， 表现 为程度 相 当的 整体移进。两帮的移近速度 基本相 同， 在 0 ． 9 ～ 9 ． 7 mm／ d 左右 。其与工作面的关 系如图 2 。 g g ＼ 蜘l 赠 黛 } 窿一 图 2 两帮移近 3 矿 压显现机理分析 由上 可知 ， 该 巷 的矿压 显现有 一定 随机 性 ， 更 有 一定的规律 ， 该规 律是巷道压力形成 、 作用 、 移动 变化过程与巷道围岩、 锚带网支护作用的具体体 现 ， 它由围岩应力的时空变化规律、 围岩性质、 支护 强度、 支护方式等多种因素共同决定 。 据相关资料， 4煤节理裂隙发育， 单向抗压强 度 8 ． 8 MP a ， 直接顶较薄 ， 仅 2 m左右， 单向抗压强 度为 6 6 ． 7 MP a ， 层、 节理裂隙发育， 分层厚 0 ． 3 m 左右， 节理裂隙间距 0 ． 3 7 m 左右， 为典型的松动 岩体， 在采动影响下将会形成松动区， 并进一步向 基本顶扩容， 在拉应力和剪应力的持续作用下很可 能导致基本顶的破裂 ， 从而出现松动地压和变形地 压迭加， 使围岩结构失稳。 在工作面前 方围岩没有 出现强烈变 化 ， 关键是 工作 面周围上覆岩 层没 有 出现 明显 的错 动和 回转 ， 应力集中程度虽然明显增加， 但上覆岩层的活动空 间没有因岩层破断而出现。另方面， 因工作面推进 较快， 巷道采用 2 ． 5 m锚杆加锚索和钢筋网护顶、 金属网加钢筋梯子梁护帮支护的形式 ， 巷道具有较 完善的支护结构和较高的支护强度， 锚索在很大程 度上能缓和深部离层的发展， 因此在工作面前方巷 道 围岩并不强烈 。 在工作面后 方因直接顶 的垮落 ， 老顶 出现 明显 的回转， 致使巷道围岩出现松动地压和变形地压的 叠加， 导致复合顶板离层加剧 ， 围岩出现明显失稳， 1 ． 8 13 3 深部离层 日变化量最大达 1 0 m m， 6 m深部 达 6 ～ 8 mm， 就是证 明 。 在此情况下， 滞后采面 7 o ～8 0 m 出现明显的 矿压显现其原因一方面决定于老顶的回转情况， 另 一 方面决定于巷道支护系统的稳定性和支护强度， 这 两方面 的作用 只有经 一定 的 时间和 空间才 能 出 现 明显显 现 ， 这 由巷道矿压显现 与工作面相互位置 关系确定， 在本巷道就是滞后采面 7 o ～8 0 m。 4 结论与建议 4 ． 1 动压下轨巷 的矿压控制主要取 决于两方面 1 轨巷 基本顶岩层 的位态 。 这在 现场表现为 巷道 某断面与工作面 的位 置关系 。 2 轨巷的支护结构 和支护强度 。 这表现为巷 道的支护材料、 支护形式和整体支护强度。 4 ． 2 3 4 0 5 W 轨巷 矿压显现 不强烈 的主要 原因 1 3 4 0 5 W 轨巷区段煤柱宽 1 0 m， 煤柱稳定 性 强 。 2 巷道采用钢筋网护顶、 铁丝网护帮， 采用 2 ． 5 m长 锚 杆 ， 采 用锚 杆 加锚 索 的支 护 形 式 ， 轨巷 的支护结构和支护强度明显改善和增强。 3 沿空送巷的矿压显 现增大 ， 是 由于上覆岩 层大结构的改变导致围岩应力集中程度急剧增大， 从 而导致 矿压显 现加 剧 。在侧 向支 撑压 力的作 用 下 ， 围岩一定范围内岩体会出现一定程度的松动和 变 形 ， 必然会 出现一系列 的矿压显现 。 4 动压下轨巷的矿压显现一般滞后采面 7 o ～ 8 o 1l l ， 在面后方 8 o ～3 0 0 m 范围内， 巷道受到明 显的采动影响， 顶板破碎， 两帮移近强烈。 顶板深部 离层值较大。 4 ． 3结 论 1 加固该巷最好的办法就是复棚。 因为锚带 网加锚索的联合支护可充分发挥围岩的支撑能力， 架棚可从根本上防止围岩垮落， 且复棚成本较低， 可回收使用， 方法简单又可行。 2 索托梁成本较高且操作较复杂， 另一方面 在巷道 已出现 明显 深部离层 ， 因此 不用 。 3 随着 工作面 向外推进 ， 巷道 的矿压 显现将 向外 扩展， 复 棚也 将 向外， 但应 滞 后采 面 7 o ～ 8 0 m。这样 可减少维修量 ， 同时可让巷道充分卸 压 ， 减少巷道 损坏 。 4 ． 4 建议 下 区段采 面轨巷 矿压控 制分 为外 部环境 及 自 身系统两方面。 1 外部环境 表现为巷道与工作面的位置关 系。为实现在低应力区送巷的目的， 将巷道布置在 基本顶运动基本稳定 下的围岩 内是关键 。 有 以下几 种 情况 ① 巷道迎头超前采面或滞后采面 6 0 m 以内 时 ， 其开 始压力不 明显 ， 后来出现强烈 的矿压显现 。 ② 巷道迎头滞后采面 7 o ～3 0 0 m 以内时， 巷 道会出现强烈的矿压显现。这是最不利的。 下转第 5 o页 矿 山压 力与顶板 管理2 0 0 4 ． N g- 1 ．4 7． 维普资讯 对顶煤破碎的影响， 在 1 3 0 1面中部选择第 2 3 ～2 8 架 与 3 3 ～ 3 8架 ， 分 别 进行 “ 卸 载移 架 ” 和“ 带 压 移 架” 不 同移 架方式 对顶 煤破 碎效果 的对 比试 验 ， 主 要 统计指标 为顶 煤放 出的最 大块 度、 大块率 粒径 3 o o ram 、 一次放煤堵口次数。试验进行 8个放 煤循环 ， 指标统计从第 4放煤循环开始共统计 5 个 循 环的放煤指标 。统计结果 如表 2所示 。 表 2 移架方式对放煤效果的影响 支架的反 复支撑 对顶 煤破 碎后 块度 的影 响显 著。同时， 分别统计了两种移架方式的煤壁片帮和 端 面冒顶情 况 。其结果是 带压移架方 式在 5个放 煤循环 中发生 1次煤壁 片帮 ， 深 4 5 0 mm， 未发生端 面冒顶 现象 ； 卸压 移架方式在 5个放 煤循环 中发生 3次 煤 壁 片 帮 ， 深 度 分 别 为 3 0 0 mm、 4 2 0 mm、 5 5 0 mm， 其 中一次 片 帮处 发生端 面局部漏 冒型 冒 顶 ， 冒高 1 3 0 0 mm， 未 向上 发展 ， 对 工作 面 正 常生 产影响不大 。 外区 ， 即顶煤初始变形区， 在该区内的顶煤所受应 力低于顶煤的极限强度， 其变形主要为原生裂隙的 闭合、 孔隙压密、 弹性变形以及部分损伤变形的系 列变 形或它们 的组合 ， 但变形量较 小 。 3 工作 面前 方 5 ～1 5 m 范围 内， 即顶煤稳定 变 形区 ， 在该区 内顶煤所受 的应力超过 了顶煤 的极 限强 度 ， 顶 煤产 生新 的裂 隙并迅 速发展 和贯通 ， 表 现出明显的强度软化特征， 其变形主要以塑性变形 为主 ， 但 由于距 煤壁还 有一 定 的距离 ， 水平 应力 相 对较大 ， 所 以变形相对 稳定 。 4 顶煤经上述 三区的变形 过程后 ， 进 入支架 上方， 对于 2 。 煤这样中硬及以上的煤层条件， 移架 过程 中支 架 的反 复支 撑对 顶煤 由裂 隙煤到 放煤 口 后成为松散煤而顺利放出具重要作用。 卸压移架方 式在移架 过程 中对 顶煤 实施 的“ 松 弛一 加 压” 可有 效提高顶煤的破碎效果， 带压移架方式不利于顶煤 的破碎 ， 但 有利于对煤壁 片帮和端面 冒顶 的控制 。 参考文献 5 小结 [ 2 ] 1 工作面前 o ～5 m 范围内， 即顶煤加速变 形区 ， 在该 区 内顶煤一方 面受顶板破 断后回转 力距 的作用， 另方面随着与煤壁距离逐渐减小， 水平应 力下降， 承载能力降低， 原生裂隙扩张， 采动裂隙剧 增， 主要表现为顶煤变形速度加剧。 2 工作面前方 1 5 m 以外为超前支承压力峰 宋振骐， 赵经彻 ， 陈立 良． 关于综采放顶煤安全开采问题的认 识[ J ] ． 煤炭学报， 1 9 9 5 ， 2 0 4 2 5 6 3 6 0 ． 吴健． 综放采场支架一围岩关系的新概念[ A] ． 2 0 0 0年综采 放顶煤与安全技术研讨会论文集[ c ] ． 北京 煤炭工业 出版 社 ， 2 0 0 0 ． 2 7 3 5 ． 李化敏 ， 周英， 苏承东． 放顶煤开采支架受力测试与分析[ J ] ． 山东科技大学学报， 2 0 0 0 ， 1 9 2 9 7 1 0 0 ． 钱鸣高， 曹胜根 ， 缪协兴． 放顶煤工作面支架与围岩相互作用 特点F A] ． 2 0 0 0 年综采放顶煤与安全技术研讨会论文集[ c ] ． 北 京 煤 炭工 业 出版社 ， 2 0 0 0 ． 6 1 8 ． 上接 第 4 7页 ③ 巷道迎头滞后采面大于 3 0 0 m 时， 巷道矿 压显现 弱 ， 这是最有 利的 。 ④ 无论 哪种情 况 ， 都 要加 强迎 头 支护 和锚 杆 预紧力的管理 ， 这是巷道矿压控制的首要条件。 2 内部系统 目标是改善和加强轨巷的支护 结构和支护强度。包括以下几方面 ① 锚 杆 增 加锚 杆长度 是 增加 锚 杆支 护拱 稳 定性 的重要因素 。 ② 钢带 现我矿护顶形式有三种 I M 型钢带配铁丝 网护顶 。该形式 一般适用 于顶板 中等 稳定 的巷道 ， 受动压影 响明显的轨道巷 不适用 。 ⅡW 型钢带配铁丝网护顶。该形式一般适用 于顶板 中等稳定 偏下巷道和受 动压影 响明显巷 道。 5 0 2 0 0 4 ． N 9 1 矿 山压 力与顶 板管理 受动压影响强烈及围岩松散破碎的巷道不适用。 Ⅲ钢筋网护顶。 这种支护形式较理想， 因钢筋 网具有较高的抗压强度和抗剪强度， 护顶完整 ， 能 和锚杆形成一个完整的整体； 且钢筋网受力均匀， 不易出现应力集中。 这就从根本上避免了钢筋网破 坏 的可能 。 ③ 锚索 锚索是改善支护结构、 防止顶板离层 的有效手段。对于动压巷道， 采用锚索补强是必要 的。 但为了在安全的情况下降低成本， 在 3 4 0 6 W 轨 道巷 ， 当迎头滞后采面大于 3 0 0 m且顶板完整时， 可不用锚索 。 参考文献 [ 1 ] 宋振骐． 实用矿山压力与控制[ M] ． 徐州 中国矿业大学出版 社 ， 1 9 9 0 ． 维普资讯