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        近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷分區(qū)控制研究

        2023-03-27 02:38:44劉華博孟凡凈花少震
        煤礦安全 2023年2期
        關(guān)鍵詞:煤巷綜放煤柱

        劉華博,孟凡凈,花少震,王 浩

        (1.河南工學(xué)院 機(jī)械工程學(xué)院,河南 新鄉(xiāng) 453003;2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454000)

        近距離煤層下行開采時(shí),上覆遺留煤柱形成的集中應(yīng)力通常對下位煤層開采產(chǎn)生附加應(yīng)力[1-3],加劇了覆巖結(jié)構(gòu)位態(tài)變化及運(yùn)動(dòng),因此保障采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖穩(wěn)定顯得尤為重要。國內(nèi)外學(xué)者們圍繞采空區(qū)下近距離煤層巷道圍巖變形破壞及控制技術(shù)開展了大量的研究工作,取得了如巷道合理位置布置[4-7]、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律[8]、底板影響深度及分區(qū)[9]、控制重難點(diǎn)特征[10-12]、應(yīng)力及位移分布規(guī)律[13-16]、覆巖位態(tài)結(jié)構(gòu)[17]、畸變破壞特征[18-19]及其分區(qū)域支護(hù)技術(shù)[20-24]等方面的諸多有益成果,并在不同地質(zhì)條件下取得了成功應(yīng)用,保障了近距離煤層的安全有序回采。但現(xiàn)有研究成果中,鮮有關(guān)于近距離煤層不規(guī)則采空區(qū)下復(fù)雜賦存條件綜放煤巷的分區(qū)失穩(wěn)特征及控制的研究?;诖?,針對小峪煤礦近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題,開展巷道圍巖地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視,結(jié)合理論計(jì)算確定了巷道圍巖畸變破壞范圍;數(shù)值模擬研究了綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律,揭示了圍巖分區(qū)域非對稱失穩(wěn)破壞特征;針對性提出了近距離不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷的分區(qū)域組合支護(hù)技術(shù),現(xiàn)場工程試驗(yàn)證實(shí)煤巷圍巖控制效果良好。

        1 工程概況

        試驗(yàn)礦井3#煤層平均煤厚8.48 m,煤層傾角約6°,其下部5#煤層埋深約250 m,煤層平均厚度約7.41 m,煤層傾角約6°,屬穩(wěn)定可采煤層,采用綜合機(jī)械化放頂煤開采方式,采高3 m,放煤高度約4.41 m,5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖1。

        圖1 5#煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of roof and floor of 5#coal seam

        3#煤與5#煤層間距約30 m,屬近距離煤層。試驗(yàn)對象為下位5#煤層8204 工作面區(qū)段平巷,其上方3#煤層各工作面已采空,為不規(guī)則分布的采空區(qū),8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置如圖2。8204 工作面綜放煤巷斷面為寬4.8 m×高3.2 m 矩形巷道,沿5#煤層底板布置。

        圖2 8204 工作面相對上位不規(guī)則采空區(qū)布置圖Fig.2 Layout of 8204 coal face and upper irregular goaf

        由于經(jīng)歷了上位放頂煤工作面劇烈動(dòng)壓擾動(dòng)影響,上煤層底板破壞深度大,導(dǎo)致下方工作面在回采期間必將經(jīng)受2 個(gè)放頂煤工作面支承應(yīng)力的疊加影響,導(dǎo)致巷道圍巖控制難度大。再者,由于5#煤層采準(zhǔn)巷道支護(hù)設(shè)計(jì)以經(jīng)驗(yàn)為主、缺乏理論依據(jù)支撐,隨處可見圍巖大變形、頂板網(wǎng)兜及錨桿索支護(hù)失效等現(xiàn)象。鑒于此,需開展采空區(qū)下近距離厚煤層綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞研究,據(jù)此針對性設(shè)計(jì)支護(hù)方案,確保煤巷圍巖的穩(wěn)定性。

        2 綜放煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征

        為探究近距離厚煤層典型試驗(yàn)煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征,運(yùn)用地質(zhì)雷達(dá)、鉆孔窺視及理論計(jì)算3 種方法分析8204 工作面綜放煤巷的破壞狀況,為巷道支護(hù)設(shè)計(jì)提供數(shù)據(jù)支撐;同時(shí),采取數(shù)值模擬的方法研究了圍巖應(yīng)力分布及塑化運(yùn)移狀況,進(jìn)而揭示煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

        不同位置煤巷圍巖地質(zhì)雷達(dá)與鉆孔窺視對比圖如圖3。

        圖3 不同位置煤巷圍巖地質(zhì)雷達(dá)與鉆孔窺視對比圖Fig.3 Contrast of geological radar and borehole peeping in different positions of coal roadway

        2.1 地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果及分析

        地質(zhì)雷達(dá)探測共布置16 條測線,分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)(包括殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道)及C 區(qū)各2 個(gè)位置的實(shí)體煤及回采側(cè)幫布置測站,每條測線長度不少于1 000 道,探測結(jié)果顯示:A 區(qū)、B 區(qū)(殘留煤柱下方巷道)及C區(qū)雷達(dá)測試結(jié)果類似,因此選取普通區(qū)及B 區(qū)圍巖控制難度極大的上位煤層殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道探測結(jié)果進(jìn)行分析。

        地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果顯示:普通區(qū)巷道實(shí)體煤側(cè)圍巖橫向裂隙連通范圍從巷道壁面延伸至1.80 m,1.80 m 以里圍巖仍出現(xiàn)斷續(xù)發(fā)育的橫向裂隙,此處橫向裂隙發(fā)育位置存在一定程度的結(jié)構(gòu)面弱化帶;普通區(qū)巷道回采幫淺部1.95 m 范圍內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育較為明顯,幫部1.95 m 向深部延伸仍存在一定程度的橫向裂隙,但相對淺部圍巖裂隙數(shù)量顯著降低,由此得出了巷道回采幫松動(dòng)圈范圍略大于實(shí)體煤幫,但兩幫圍巖裂隙顯著發(fā)育范圍均沒有超過2.0 m。B 區(qū)上位煤層殘留煤柱下方應(yīng)力集中區(qū)巷道實(shí)體煤側(cè)淺部2.25 m 以內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育顯著,回采側(cè)幫2.50 m 范圍內(nèi)圍巖存在不同程度裂隙。由不同區(qū)域圍巖裂隙發(fā)育特征可以得出,殘留煤柱下方巷道圍巖破壞程度明顯大于普通區(qū)域巷道。

        2.2 鉆孔窺視結(jié)果及分析

        為了進(jìn)一步分析綜放煤巷圍巖松動(dòng)圈范圍,采取鉆孔窺視的方法, 分別選取工作面區(qū)段巷道普通區(qū)域、A 區(qū)、B 區(qū)及C 區(qū)各2 個(gè)位置頂板、實(shí)體煤及回采側(cè)幫布置測站,分析巷道圍巖裂隙發(fā)育狀況,同時(shí)鉆孔窺視結(jié)果可消除上述介電常數(shù)變化異常區(qū)域由含水量的突增變化的影響,亦可對上述地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果實(shí)現(xiàn)相互驗(yàn)證。結(jié)果表明:A 區(qū)、B 區(qū)及C區(qū)鉆孔窺視結(jié)果近似一致,因此選取普通區(qū)及C 區(qū)圍巖窺視結(jié)果進(jìn)行分析。

        由普通區(qū)域綜放煤巷頂板鉆孔窺視結(jié)果可以看出:頂板淺部1.8 m 內(nèi)煤體較為破碎,1.8~3.6 m 內(nèi)存在不同程度發(fā)育的縱向裂隙,超過3.6 m 時(shí)圍巖裂隙顯著減少,頂板逐漸趨于穩(wěn)定;實(shí)體煤幫淺部1.2 m 及回采幫淺部1.4 m 范圍內(nèi)圍巖裂隙較為發(fā)育,煤體較為破碎,超過此范圍后兩幫煤體裂隙數(shù)量明顯變少,圍巖逐漸趨于穩(wěn)定,在此基礎(chǔ)上,圍巖可以發(fā)揮良好的錨固效果;不規(guī)則采空區(qū)下C 區(qū)頂板淺部5.2 m 范圍內(nèi)圍巖存在各類不同程度的裂隙,圍巖破壞范圍大,超過5.2 m 后裂隙逐漸減少,圍巖漸趨穩(wěn)定;實(shí)體煤幫及回采幫煤體裂隙發(fā)育較為顯著區(qū)域范圍分別為2.9 m 和3.2 m,由此得出了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強(qiáng)于普通區(qū)域圍巖,這亦驗(yàn)證了上述地質(zhì)雷達(dá)探測結(jié)果的合理性。為了發(fā)揮良好的錨桿錨固效果,提出煤巷兩幫錨桿長度不應(yīng)小于2.0 m。同時(shí),現(xiàn)場測試得出了采空區(qū)下方煤巷的劇烈擾動(dòng)范圍為采空區(qū)邊界正下方向兩側(cè)延伸約40 m。

        綜上所述,采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷破壞特征存在顯著差異,因此,提出不規(guī)則采空區(qū)下與普通區(qū)域綜放煤巷應(yīng)采取差異化支護(hù)方案,即普通區(qū)域圍巖采取常規(guī)支護(hù)方案,采空區(qū)下位巷道需采取加強(qiáng)支護(hù)措施(考慮到安全系數(shù),加強(qiáng)支護(hù)應(yīng)在采空區(qū)邊界正下方向兩側(cè)拓展50 m 范圍內(nèi))。

        2.3 極限平衡區(qū)理論分析煤巷圍巖破壞特征

        根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論,綜放煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍x0可由式(1)計(jì)算得出:

        式中:m 為5#煤層開采高度,取7.41 m;H 為5號(hào)煤層采深,約為250 m;ρ 為5#煤層上覆巖層的平均密度,取2.5 t/m3;A 為側(cè)壓系數(shù),取1.2;φ0為煤層的內(nèi)摩擦角,取30°;c0為煤層的平均黏聚力,取0.6 MPa;k 為煤巷兩幫的應(yīng)力集中系數(shù),取值于數(shù)值模擬計(jì)算結(jié)果;pz為煤巷兩幫的支護(hù)強(qiáng)度,取0.25 MPa。

        根據(jù)試驗(yàn)礦井5#煤層8204 綜放工作面以上相關(guān)參數(shù)值,將其代入式(1)計(jì)算可得,8204 綜放工作面煤巷兩幫圍巖極限平衡區(qū)范圍約2.15 m,與上述現(xiàn)場測試結(jié)果近似一致。

        2.4 煤巷圍巖應(yīng)力分布及失穩(wěn)特征

        為了闡明綜放煤巷在經(jīng)歷本工作面回采過程中應(yīng)力分布情況,建立能準(zhǔn)確反映現(xiàn)場工程實(shí)際相一致的采空區(qū)下近距離厚煤層巷道圍巖三維數(shù)值模型,分析開挖擾動(dòng)作用下圍巖變形破壞與垂直應(yīng)力分布規(guī)律,闡明煤巷圍巖失穩(wěn)破壞特征。

        構(gòu)建的近距離厚煤層不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖數(shù)值計(jì)算模型尺寸為:長650 m、寬600 m、高230 m,模型四周鉸支、底部固支,上部為自由邊界,模型本構(gòu)關(guān)系為Mohr-Coulomb 基本準(zhǔn)則,基于Hoek-Brown 準(zhǔn)則[25-26]處理后的煤巖層力學(xué)參數(shù)見表1。

        表1 巖層力學(xué)參數(shù)表Table 1 Mechanical parameters of rock stratum

        基于上位3#煤層各工作面回采結(jié)束后,研究5#煤8204 工作面回采進(jìn)程中圍巖應(yīng)力分布狀況。以工作面回采90 m 為例,綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布云圖如圖4。

        圖4 綜放煤巷圍巖應(yīng)力分布云圖Fig.4 Surrounding rock stress distribution in fully mechanized top-coal caving roadway

        由圖4 可知:受上位各工作面回采影響,位于3#煤層各工作面正下方的5#煤體均處于擾動(dòng)破壞的應(yīng)力低值區(qū),但位于上煤層工作面殘留煤柱下方應(yīng)力高度集中的綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54;工作面前方動(dòng)態(tài)移動(dòng)的劇烈動(dòng)壓擾動(dòng)影響范圍約26 m,因此工作面超前支護(hù)范圍應(yīng)不小于26 m;8204 工作面自開切眼回采至50 m 過程中,由于本工作面距離上位工作面采空區(qū)距離較遠(yuǎn),上位煤層工作面采空區(qū)及遺留煤柱對8204 工作面開采影響較??;當(dāng)工作面開采至90 m 時(shí),位于8204 工作面下方的煤層處于已發(fā)生破壞的應(yīng)力低值區(qū),引起超前應(yīng)力僅由工作面前方一部分煤體承擔(dān),且此位置處煤體處于上位東4801 工作面與8204 工作面的應(yīng)力疊加,工作面前方支承壓力顯著增大,易引起前方煤體大范圍畸變破壞。鑒于此,提出8204 工作面回采至90 m 時(shí)應(yīng)加強(qiáng)對圍巖應(yīng)力、位移、支護(hù)構(gòu)件受力等礦壓指標(biāo)的及時(shí)監(jiān)測,亦可采取卸壓等方式提前釋放工作面超前段圍巖應(yīng)力。

        以超前工作面10、50、80 m 為例,綜放煤巷兩幫圍巖應(yīng)力分布曲線如圖5。

        圖5 煤巷兩幫圍巖應(yīng)力分布曲線Fig.5 Stress distribution curves in two sides of the roadway

        由圖5 可知:超過工作面前方50 m 時(shí)巷道兩幫圍巖近似趨于穩(wěn)定,此時(shí)巷道兩幫圍巖應(yīng)力峰值區(qū)范圍均為2.5 m;當(dāng)距離工作面10 m 時(shí),巷道兩幫圍巖應(yīng)力值顯著增加,實(shí)體煤幫與回采幫圍巖應(yīng)力峰值分別為15.63 MPa 和16.31 MPa,應(yīng)力值增幅分別為62.98%和61.17%,應(yīng)力峰值位置由原來2.0 m增大至2.5 m。

        3 采空區(qū)下綜放煤巷圍巖分區(qū)控制技術(shù)

        綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護(hù)圖如圖6。

        圖6 綜放煤巷圍巖分區(qū)域支護(hù)圖Fig.6 Sub-regional support of fully mechanized top-coal caving roadway

        1)普通區(qū)支護(hù)。普通區(qū)域綜放煤巷實(shí)體煤幫1.80 m、回采幫1.95 m 范圍內(nèi)煤體裂隙發(fā)育,未經(jīng)歷工作面劇烈擾動(dòng)影響時(shí)兩幫圍巖應(yīng)力峰值區(qū)距離約為2.0 m,因此巷道兩幫錨桿長度需不小于2.0 m;巷道頂板3.6 m 內(nèi)圍巖裂隙發(fā)育,因此對于普通區(qū)域圍巖采取頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱等分區(qū)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)(圖6(a))。

        2)采空區(qū)下及殘留煤柱下加強(qiáng)支護(hù)??紤]到:①上煤層工作面殘留煤柱下方應(yīng)力高度集中的綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54;②采空區(qū)下方煤巷將經(jīng)歷本放頂煤工作面的劇烈動(dòng)壓擾動(dòng)影響,工作面超前單體柱加強(qiáng)支護(hù)范圍應(yīng)不小于26 m。提出在采空區(qū)下向兩側(cè)延伸50 m 及殘留煤柱下煤巷沿頂板及兩幫傾斜補(bǔ)打槽鋼錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)(圖6(b))。槽鋼錨索錨固點(diǎn)位于巷道兩肩窩處的三向受壓巖體內(nèi),為發(fā)揮對圍巖的錨固力提供了較好的承載基礎(chǔ),其施加的復(fù)向預(yù)應(yīng)力迫使頂板巖體處于多向壓應(yīng)力狀態(tài),顯著提升了頂板圍巖強(qiáng)度。

        3.1 普通區(qū)域綜放煤巷圍巖支護(hù)方案

        1)頂板支護(hù)。巷道頂板布置5 根φ22 mm×2 400 mm 螺紋鋼錨桿及2 根φ17.8 mm×9 500 mm 單體錨索支護(hù),錨桿間排距1 000 mm×1 100 mm,錨索間排距為1 600 mm×1 600 mm,錨桿與錨索鐵托盤規(guī)格分別為170 mm×170 mm×10 mm 與300 mm×300 mm×10 mm。工作面前方30 m 采取單體柱動(dòng)態(tài)加強(qiáng)支護(hù)。

        2)兩幫支護(hù)。煤巷兩幫各布置2 根φ20 mm×2 300 mm 螺紋鋼錨桿,間排距1 000 mm×1 100 mm,鐵托盤規(guī)格為120 mm×120 mm×8 mm,上下2 根錨桿采用鋼筋梯組合為一體,頂板及兩幫均鋪設(shè)鉛絲網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。

        3.2 采空區(qū)及殘留煤柱下煤巷加強(qiáng)支護(hù)方案

        1)頂板支護(hù)。頂板每2 排單體錨索中間傾斜補(bǔ)打2 根φ17.8 mm×9 500 mm 槽鋼錨索加強(qiáng)支護(hù),補(bǔ)打后的頂板錨索間排距為1 600 mm×800 mm。

        2)兩幫支護(hù)。兩幫傾斜補(bǔ)打2 根φ17.8×5 000 mm錨索配套槽鋼進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),幫部槽鋼錨索間排距為1 600 mm×2 400 mm。

        3.3 支護(hù)效果

        分別在普通區(qū)域、采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷設(shè)置測站監(jiān)測圍巖變形量,不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線如圖7(采空區(qū)下及殘留煤柱下方煤巷圍巖監(jiān)測結(jié)果近似一致,此處僅展示采空區(qū)下方煤巷圍巖觀測結(jié)果)。

        圖7 不同區(qū)域綜放煤巷圍巖礦壓觀測曲線Fig.7 Observation curves of fully mechanized top-coal caving roadway in different regions

        由圖7 可知:工作面前方75 m 以外圍巖變形量增速較緩,近似趨于穩(wěn)定;工作面前方45~75 m 位置處圍巖受到工作面回采擾動(dòng)影響,圍巖位移快速增長;工作面前方45 m 處礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,圍巖移近量顯著增加;在工作面位置處普通區(qū)域及采空區(qū)下煤巷圍巖位移均控制在合理范圍之內(nèi),且未出現(xiàn)錨桿索破斷現(xiàn)象,煤巷圍巖控制效果良好。因此,采取以上分區(qū)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)實(shí)現(xiàn)了對普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷圍巖的穩(wěn)定性控制,保障了近距離厚煤層工作面的安全正?;夭?。

        4 結(jié) 語

        1)將試驗(yàn)巷道劃分為普通區(qū)、采空區(qū)下及殘留煤柱下等多個(gè)區(qū)域,通過地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視得出普通區(qū)巷道頂板3.6 m、實(shí)體煤側(cè)1.8 m、回采側(cè)1.95 m 及采空區(qū)下巷道頂板5.2 m、實(shí)體煤幫2.9 m、回采幫3.2 m 及殘留煤柱下煤巷實(shí)體煤側(cè)2.25 m、回采幫2.50 m 內(nèi)圍巖節(jié)理裂隙發(fā)育,煤體較為破碎,揭示了巷道回采幫松動(dòng)圈范圍均大于實(shí)體煤幫0.5 m 的非對稱破壞特征。

        2)根據(jù)現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果并結(jié)合極限平衡區(qū)理論,得出了煤巷兩幫圍巖的塑化范圍為2.15 m;闡明了上位煤層殘留煤柱下部應(yīng)力集中區(qū)煤巷及不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖破壞程度顯著強(qiáng)于普通區(qū)域圍巖的變形破壞規(guī)律,這亦驗(yàn)證了上述地質(zhì)雷達(dá)探測及鉆孔窺視結(jié)果的合理性。

        3)數(shù)值模擬結(jié)果表明:上煤層工作面殘留煤柱下方綜放煤巷圍巖應(yīng)力集中系數(shù)高達(dá)2.54;工作面前方劇烈動(dòng)壓擾動(dòng)影響范圍為26 m。提出了工作面超前動(dòng)態(tài)加強(qiáng)支護(hù)距離為30 m;闡明了當(dāng)工作面開采至90 m 時(shí),由于受上位已回采工作面及本工作面開采引起的應(yīng)力場疊加,需加強(qiáng)對綜放煤巷圍巖的礦壓觀測。

        4)基于綜放煤巷圍巖松動(dòng)破壞程度及應(yīng)力分布規(guī)律,提出普通區(qū)煤巷頂板雙排錨索+兩幫鋼筋梯梁網(wǎng)+超前段單體柱、采空區(qū)下及殘留煤柱下煤巷頂板及兩幫槽鋼錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)的分區(qū)域聯(lián)合控制技術(shù)?,F(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果證實(shí)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)有效解決了不規(guī)則采空區(qū)下綜放煤巷圍巖的控制難題。

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        綜放支架頂梁外載及其合力作用點(diǎn)位置確定
        中國煤炭(2016年9期)2016-06-15 20:29:53
        綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究
        山西煤炭(2015年4期)2015-12-20 11:36:18
        特厚煤層沿底煤巷在地質(zhì)構(gòu)造帶的支護(hù)技術(shù)實(shí)踐
        綜放工作面防治水技術(shù)應(yīng)用實(shí)踐
        國內(nèi)首臺(tái)全斷面煤巷高效掘進(jìn)機(jī)誕生并交付
        建筑物下煤柱巷道穿采分析
        河南科技(2014年11期)2014-02-27 14:16:58
        關(guān)于錨注技術(shù)在煤巷掘進(jìn)過斷層的應(yīng)用思考
        河南科技(2014年7期)2014-02-27 14:11:06
        保護(hù)煤柱寬度的理論值分析
        河南科技(2014年5期)2014-02-27 14:08:25
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