复合顶板沿空留巷承载机理与支护技术研究.doc

复合顶板沿空留巷承载机理与支护技术研究 王凯1，左垒安1，朱焕然1，张富楼1，李同训1 1．山东能源新矿集团赵官能源有限责任公司，山东 齐河 251113 摘要 赵官煤矿属于薄煤层开采，采掘接替紧张，实施沿空留巷技术能够实现以矸换煤，提高煤炭资源回收率，降低万吨掘进率、吨煤成本，从根本上改善矿井采掘接续的紧张局面，对煤矿的发展具有巨大的促进作用。所以尽快开展复合顶板沿空留巷承载机理与支护技术研究，通过该研究总结出沿空留巷复合顶板的运动规律，对制定沿空留巷支护措施提供理论依据与指导，进行了有益的实践探索。 关键词 薄煤层开采；沿空留巷；复合顶板；支护技术 Research of bearing mechanism and support technique of composite roof in gob-side entry retaining. WANG Kai1，ZHU Huan-ran1，ZHANG Fu-lou1，LI Tong-xun1，LI Ke1 1．Shandong energy new mines group zhao guan energy limited liability company，Jihe，Shandong，251113，China Abstract Zhao Guan coal mine mining thin coal seam, mining shortage, implementation of roadway along goaf technology can realize to gangue coal change, improve the recovery rate of coal resources, reducing the tunneling rate of ten thousand tons, ton coal cost, fundamentally improve the mining continued tensions, on coal mine development has tremendous stimulative effect. So as soon as possible in compound roof roadway along goaf the bearing mechanism and supporting technology research, through the research and summary of gob-side entry retaining compound roof movement law, to ulate the gob-side entry retaining support measures to provide the theoretical basis and guidance, to undertake beneficial exploration and practice． Key words Thin coal seam mining；Roadway along goaf；Composite roof；Supporting technology 赵官煤矿目前开采的七层煤煤厚仅有1.2m，属于薄煤层开采，采掘接替紧张，实施沿空留巷技术能够实现以矸换煤，采煤工作面无煤柱开采，提高煤炭资源回收率，减少巷道掘进量，提高了万吨掘进率，降低吨煤成本，从根本上改善矿井采掘接续的紧张局面对煤矿的发展具有巨大的促进作用。 1 沿空留巷承载机理与支护技术研究方案 沿空留巷上部顶板矿压力学表现是进行支护设计的基础，支护设计包括沿空留巷顶板支护及留巷侧巷旁支护[13]。 1.1 顶板宏观表现 煤层开采后采空顶板的活动跟支护状况有关。采面过后支撑顶板会使顶板岩层折断，这一过程决定于支护方式和支护强度。与一般的回采巷道相比沿空留巷具有不同的特点,留空巷道的一侧是煤体层,另一侧是巷旁支护体,与此同时,还要承受两次强烈的采动和掘进时候产生的叠加应力的作用,造成剧烈的矿压显现,这些特点决定了这一技术的复杂性，加上沿空巷道的围岩变化是非常复杂的。顶板离层和老顶折断理论可以方便的说明沿空巷道后支撑墙体结构和强度对巷道稳定性的影响。 1.2 顶部微观表现 掘进期间稳定平衡微量离层回采超前动压影响，掘进支护图1表示回采巷道生命周期采面采面采面。 图 1 沿空巷道生命周期全过程 Fig.1 Gob entire process life cycle 1.3 顶板力学表现 静力平衡过程在掘进过程中，刚暴露的顶板会具有向巷道内部移动变形的趋势，这时候顶板还是处于原岩状态，内部没有明显的裂隙和层理离层。 在经历数小时后，顶板开始产生较大位移，顶部岩层离层开始产生明显裂隙，这种微小的离层裂隙是一般支护都无法阻止的。 掘进过程中这种岩体位移的新的平衡一般需要数天到数月甚至更长的时间。一般岩体能够在一个星期达到一个相对平衡。 在动压平衡的几个阶段中，每一个过程都是对支护体系的一次考验。 1.4 巷旁充填体作用机理 鉴于回采工作面顶板岩层运动规律、沿空留巷围岩变形、巷旁支护体变形以及支护体载荷的变化都与回采工作面的周期来压有关系。回采工作面后方20m范围内，巷道围岩变形速度较大；当周期来压引起工作面后方基本顶弧形三角板失稳时、巷道围岩及巷旁支护体产生剧烈变形，支护体承受载荷也剧烈增加，这个区域一般在工作面后方20～40m范围内。 巷旁支护体有效维护巷道，关键是要有足够的支护强度及适量的可缩量，足够的支护强度能够及时切落采空区侧足够高度的顶板岩层，使更上位岩层得到采空区冒落矸石及侧向煤体支撑，同时，适量的可缩量满足直接位于巷道上方的岩层服从控顶高度以上岩层的旋转下沉，防止在顶板岩层旋转下沉时被破坏，实现控顶载荷向侧向煤体及采空区冒落矸石转移。因此，沿空留巷巷旁支护作用机理为 ①巷旁支护体应具有早期强度高、增阻速度快的力学特性，紧随工作面构筑，及时支护直接顶，控制巷道围岩变形，与巷内支护共同作用，确保巷道内直接顶不破碎、避免与上部基本顶离层，并切断采空区侧的直接顶，减小巷旁支护体所承受的载荷。支护体切落顶板岩层需要的支护阻力决定于巷道围岩条件、基本顶厚度及抗拉强度、直接顶厚度、沿空留巷参数、工作面采高以及煤层倾角、开采深度、巷道支护等。 ②回采面的推进，必然引起基本顶破断、失稳、剧烈沉降，在基本顶破断时巷旁支护体的支护阻力应达到切顶阻力，切断采空区侧基本顶，减小巷旁支护体载荷。垮落的矸石由于破碎后体积增大，当充填满采空区时，更上位岩层在矸石及煤体的支撑作用下，取得运动的平衡，巷道围岩变形趋于缓和并稳定下来，所以采高、矸石的碎涨系数决定巷旁支护体的切顶高度；另外，巷旁支护体应具有一定的可缩量，对上位岩层在取得平衡之前的急剧沉降有较好的适应性。 ③巷道围岩运动稳定后，巷旁支护体具有的支护阻力为后期支护阻力，其大小应能够维持巷道上方已切断岩层的平衡，同时将巷道顶板下沉量控制在设计范围内，一般后期支护阻力小于切顶阻力。 1.5 巷内基本支护 根据现场生产地质条件，综合应用锚杆支护围岩强度强化理论和计算机数值模拟研究确定沿空留巷锚杆、锚索支护参数，重点加强顶板和留巷后实煤体帮的支护，在留巷一帮使用传统支护（锚杆加托盘），在另一帮采用锚杆加钢带加托盘加强支护采用树脂药卷加长锚固、高强度螺纹钢锚杆和锚索加强支护。对复合型顶板采用高强度预应力锚杆W型钢带锚索桁架联合支护，锚杆、W型钢带以加固刚性梁作用为主，锚索桁架是对顶板进行深部锚固而产生强力悬吊作用和相之叠加，组合形成一个新岩层，这个新岩层厚度和刚度层间抗剪强度成倍增加，使顶板得到有效控制。 1.6 巷内加强支护 沿空留巷在受到工作面采动影响期间及采后留巷期间，巷道围岩活动强烈、尤其顶板下沉量较大。大量观测结果表明，沿空留巷顶板活动强烈的范围在上区段工作面前方20m、工作面回采后方100m范围内，因此，上区段工作面前方20m、后方100m范围内需要采用加强支护，加强支护可以采用单体液压支柱或专门研制的支架。工作面准备留巷的巷道,巷道采用锚带网、锚索支护，锚杆为Ф202000㎜金属全螺纹钢高强锚杆，配挂用8＃铁丝制作，8.01.0 m2的菱形金属网。Ф23350㎜型树脂药卷2.5支/眼，锚杆间排距800800㎜，金属托盘采用屈服强度大于235Mpa的钢材或球墨铸铁制作，Ф110mm，厚度8mm。留巷巷道的上（下）帮采用锚网带支护，上帮采用锚杆为Ф181700㎜金属全螺纹钢等强锚杆和垂直顶板打三孔W钢带支护，锚杆间排距800800㎜，在顶板肩窝处和底板底角沿着倾角25打锚杆，中间锚杆垂直与上帮打即可，1704运输巷平巷成对布置两根锚索，排距3m布置，间距1.5m，锚索采用Ф17.86500mm的钢绞线，托盘为自制的工字钢托盘。 1.7 关键技术 1704轨道巷采用锚网带作为基本永久支护，支护材料采用Ф22mm2200mm金属全螺纹钢等强锚杆，金属全螺纹钢等强锚杆配异型托盘。锚杆垂直巷道顶板，顶板采用10金属菱形网规格1150mm4500mm、1150mm3700mm、M钢带规格M-145-3.25-4300/3300mm，每根配两块Z2833树脂锚固剂加长锚，锚固长度不得低于700mm，锚杆锚固力70kN以上，拧紧力矩不低于400Nm。顶板采用5根锚杆，其间排距为800mm1000mm。两帮同样采用Ф22mm2200mm金属全螺纹钢等强锚杆，锚杆配W型护帮钢带和双抗网规格1000mm6000mm、1300mm3400mm支护，顶角锚杆必须向巷道顶板倾斜，与水平夹角为20300，底角锚杆必须向巷道底板倾斜，与水平夹角为40500，使用偏心盘，每根锚杆配二块Z2833树脂锚固剂加长锚固，锚固长度不得低于700mm，煤中锚杆锚固力70kN以上，岩石中锚杆锚固力130kN以上，拧紧力矩不低于400Nm。上下帮锚杆间排距均为800mm1000mm。为了有效阻止1704轨道巷采用锚带网支护后的顶板下沉等巷道变形，采用点式锚索加强对顶板的应力控制。在轨道巷顶板中央布置一列锚索加固，锚索偏向上帮侧350安设，列距1.95m，用槽钢相联，锚索长度根据围岩完整性程度及复合顶厚度选择6m锚索一般选用高强度、低松驰Ⅱ级粘结式17钢绞线。其技术参数如下直径17.8mm；每米重量1.102kg；级别270K；强度1860N/mm2；截面积140mm2；延伸率≥3.5；最低破断负荷260kN；执行标准ASTMA416-90G；锚固剂选用中速Z2833树脂锚固剂，每根锚索使用五块树脂锚固剂，锚固长度不得低于1.5m；托盘强度要与锚索强度相匹配；槽钢应选用20以上槽钢，材料极限强度不低于350MPa；锚索外露长度不得超过150mm；锚索孔深5.7m。 2 仪器安装及矿压监测 2.1 矿压观测仪器 2.1.1 工作面矿压观测仪器 工作面矿压观测所采用的仪器、仪表主要由KJ216型顶板动态实时在线监测计算机系统和电脑圆图仪等。仪器分布在工作面上部、中部、下部三个测区，共10条测线。 2.1.2 轨道巷矿压观测仪器 轨道巷矿压观测所采用的仪器、仪表主要由单体柱压力连续记录仪，墙体应力计，多点位移计，，单体柱检测仪，表面位移观测等。 2.2 矿压观测数据分析 2.2.1 工作面矿压观测数据分析 观测距离308.4米，其中观测到一次老顶初次来压和十六次老顶周期来压。 老顶初次来压步距为31.1米，来压时支架平均工作阻力6780KN，支架额定工作阻力使用率为84.75；老顶周期来压步距最小（放炮后）为5.7米，最大没有放炮46.9米，工作面平均为17.77米，来压时支架平均工作阻力在6058KN～7885KN之间，支架额定工作阻力使用率分别为75.72～98.56。在观测期间液压支架工况良好，从观测数据分析该液压支架适应1704工作面的生产条件。 2.2.2 巷道矿压观测数据分析 ⑴表面位移分析 留巷内40米表面位移测点在滞后墙体距离14.3米时巷道顶板开始下沉，滞后墙体距离达到120米时巷道顶板下沉开始稳定，底板滞后墙体距离17.3米时开始底臌，滞后墙体距离达到120米时底板底臌开始稳定，煤柱侧表面位移量从滞后墙体距离17.3米时开始位移，滞后墙体距离达到70.3米以后煤柱应力开始稳定，墙体侧表面位移量从滞后墙体距离22.4米时开始裂隙位移，滞后墙体距离达到120米以后墙体应力开始稳定。 留巷内80米表面位移测点在滞后墙体距离25.7米时巷道顶板开始下沉，滞后墙体距离达到119米时巷道顶板下沉开始稳定，底板滞后墙体距离20.8米时开始底臌，滞后墙体距离达到119米时底板底臌开始稳定，煤柱侧表面位移量从滞后墙体距离20.8米时开始位移，滞后墙体距离达到70.3米以后煤柱应力开始稳定，墙体侧表面位移量从滞后墙体距离20.8米时开始裂隙位移，滞后墙体距离达到119米以后墙体应力开始稳定。 留巷内260米表面位移测点在滞后墙体距离5.3米时巷道顶板开始缓慢下沉，滞后距离达到8.8米时顶板下沉开始稳定，底板底臌滞后墙体距离2.35米时开始缓慢底臌，滞后墙体距离54.1米时数据收集11月22日底板底臌、煤柱侧、墙体侧位移变化量仍然在继续中，但底臌量、煤柱位移量、墙体位移量的影响范围要小于40米、80米测点表面位移影响范围。 ⑵多点位移计分析 从留巷60米处安装的多点位移计观测数据分析，在滞后墙体距离3.85米时巷道顶板岩层深度2米点、3米点、4米点、5米点、6米点分别开始位移，其中位移量最大的测点为岩层深度5米点位移变化量为12－20mm之间，6米点位移变化量为6－12.5mm之间，影响范围滞后墙体119米，从119米往后巷道顶板基本稳定。 从留巷140米处安装的多点位移计观测数据分析，在滞后墙体距离4.4米时巷道顶板岩层深度3米点、4米点、5米点、6米点分别开始位移，其中位移量最大的测点为岩层深度3米点位移变化量为1－6mm之间，4米点位移变化量为2－3mm之间，影响范围滞后墙体111米，从111米往后巷道顶板基本稳定。 ⑶单体柱工作阻力分析 从矿压观测数据分析，轨道巷墙体段40米处单体柱工作阻力在60KN～235KN之间，额定工作阻力使用率为15.9～62.3；墙体段80米处单体柱工作阻力在60KN～85KN之间，额定工作阻力使用率15.9～22.5；墙体段180米处单体柱工作阻力在65KN～116KN之间，额定工作阻力使用率为17.2～30.8，单体液压支柱额定工作阻力利用率低的因素主要是巷道底板松软支柱钻底严重，导致支撑压力下降对顶板起不到支撑作用。 ⑷锚杆受力观测分析 从综合测站测力锚杆监测数据分析，轨道巷锚杆承受的轴向拉力在80－100KN之间，符合锚杆支护设计要求。 ⑸墙体应力分析 根据墙体段120米处安装的应力计监测数据分析，老塘侧墙体距顶板50cm深，距墙体帮50cm宽的范围内墙体应力为5MPa，（0.23KN）墙体中间和巷道侧墙体无应力变化。 3 结论与建议 ⑴1704工作面老顶初次来压步距为31.1米，来压期间支架平均工作阻力为6780KN。 ⑵工作面老顶周期来压步距最小5.7米，最大为46.9米，来压期间支架平均最小工作阻力为6058KN，最大为7885KN。 ⑶受老顶周期来压和上覆岩层的动压影响留巷内滞后工作面120米范围内为巷道压力变化区域，大于120米之后巷道顶板开始稳定，变化较小。 ⑷留巷滞后墙体段30－60米范围内为巷道压力剧烈区。 ⑸墙体段260米往外巷道支护方式通过补强后，巷道变形量明显好于260米往里，而且巷道顶板压力没有出现剧烈的上升趋势。 ⑹建议施工队组在巷道内支设的单体液压支柱必须保证足够的初撑力，确保支护效果。 参考文献 [1] 谭云亮，吴士良等．矿山压力与岩层控制[M]．北京煤炭工业出版社，2008，2． [2] 宋振骐．实用矿山压力控制[M]．徐州中国矿业大学出版社，1988． [3] 陈炎光．中国煤矿开采岩层控制[M]．徐州中国矿业大学出版社，1992． 第一作者简介王凯 男，1988年出生，山东省济宁市人，2010年毕业于山东科技大学矿井建设专业，现于山东能源新矿集团赵官能源公司生产技术部从事生产技术管理工作，助理工程师。电话05345798123；电子邮箱