杨庄煤矿深部火成岩侵蚀复合顶板下“三软”煤层支护研究与应用论文_李遵明

安徽省淮北矿业集团杨庄煤矿

摘要:随着煤矿开采深度的增大,复合顶板的离层破碎问题越来越突出。如何消除冒顶、片帮,有效维护复合顶板和两帮稳定,控制围岩变形,提高围岩整体稳定性,已成为确保煤矿安全生产的关键。杨庄煤矿IV5210工作面巷道埋深已近 800 米,属深部典型的“三软”煤层,通过岩体分析、数值模拟和现场实测,提出了“强顶、固帮”的支护对策和新的支护形式,以锚索支护为主,巷道顶板采用“2-1-2”布置,顶板松软岩层较厚及破碎地段,锚索适当加长。结果表明,该支护方案有效控制了巷道围岩变形,满足了“三软”煤层巷道支护的需要。

关键词:深部 复合顶板 “三软”煤层 支护

1. 工程概况

1.1Ⅳ5210 工作面概况

杨庄煤矿位于淮北市南约 8km 处,矿井可采煤层共有四层,分别为 6 层、5 层、4 层及 3 层。本次项目研究的 IV5210 工作面位于5 煤层,工作面标高范围

-715~-512m,地面标高+31.5m。据已有资料分析该面地质构造较复杂,煤层倾角变化大,在 9~21°之间,平均 15°,局部煤层受火成岩侵蚀,且存在变薄现象,面内共有 7 条断层,最大断层落差达 8m。

IV5210 工作面机风巷沿煤层走向布置,跟 5 煤层顶板施工,直接顶为灰黑色泥岩,裂隙发育,厚度不稳定,平均厚度为 3.9m;老顶为 4 煤,4 煤大部分被火成岩侵蚀,厚度不稳定,平均厚度为 6.8m;直接底为灰黑色泥岩,平均厚度为 6.7m,老底为浅灰色砂岩,平均厚 4.8m。

1.2 现存主要问题

根据工程类比法,Ⅳ5210 工作面机、风巷支护形式采用锚带网连锁棚支护。为了保证煤矿的安全生产,杨庄煤矿在IV5210 工作面回采巷道掘进期间及时布置了矿压显观测点。通过现场观测,目前存在以下问题:

(1) 围岩变形量大。为对原方案的支护效果进行监测,在 Ⅳ5210 工作面机巷试验段每个30m设置一个测站,共两个测站,在 50d 的观测时间内,两帮移近总量最大约为459mm,平均移近速率为9.18mm/d,顶底板移近总量达349.3mm,平均移近速率 6.98mm/d。

(2) 网兜现象明显。由于机巷顶板为复合顶板且老顶被火成岩侵蚀,离层量大,采用原支护方案的巷道近一半以上显现出网兜的现象,一些锚杆和锚索发生弯曲变形,失去了组合支护抵抗围岩变形的能力。

(3) 支护体实效严重。通过现场观察,在使用原支护方案的近 120m 的巷道范围内,锚杆、锚索多处掉落,钢带发生剪断,失去承载能力。

以上问题给煤矿的安全生产带来了较大隐患,因此,有必要对该矿现有的支护方案进行优化。

2. Ⅳ5210工作面围岩破坏机理分析

2.1 巷道顶板裂隙带分布特征

本次利用 YSZ(B)钻孔窥视仪对巷道围岩状态进行成像分析,分析巷道围 岩裂隙分布特征,确定围岩松动圈分布范围,机巷和风巷分别设 3个测点,共 6 个测点,每个测点共布置三个窥视孔,孔径为 42mm,两帮孔深 5m,顶板孔深 6m。紧跟掘进迎头进行测点的分段布置,相邻测点间距为 30m,钻孔布置图如 图 1-1 所示。

图1-1 观测点窥视孔布置图

通过对机风巷顶板局部岩层观测结果分析,可得机巷和风巷分别在现有支护方案下,巷道围岩裂隙分布成像图如图 1-2所示。

顶板孔深:0.5~1.3m 顶板孔深:1.5~1.9m

顶板孔深:2.0~4.5m 顶板孔深:4.5~6.0m

图 1-2:机巷顶板裂隙分布成像图

根据巷道围岩裂隙分布成像图可知巷道围岩裂隙带分布主要特征为:孔壁裂隙以上下震荡的形式由孔底向孔口呈连续不均匀分布,相邻裂隙最大间距0.5m,最小裂隙间距为0.1m,且距孔口0~4m 范围内,裂隙分布间距变化幅度较大,由孔底向孔口裂隙沿孔壁呈不均匀分布,裂隙分布集中区段范围大致位于0.1m~4.0m,裂隙间距多为 0.1m,往深部发展裂隙分布间距逐渐增大,裂隙发育趋于稳定。

2.2巷道顶板裂隙带成因分析

(1) 巷道处于大埋深、高地应力、仰山掘进,所处的地质力学环境较复杂, 且受地质构造影响,应力集中现象较普遍。

(2) 老顶 4 煤受火成岩侵蚀后,岩层层间分布不稳定,有岩层缺失现象,且层间粘结性差,巷道在掘进过程中,易出现层间离层显现,致使顶板浅部产生较大离层量,钻孔窥视仪观测发现,巷道离层与岩层层间裂隙带分布有关。

(3) 支护不及时,支护参数和施工过程不能实现耦合支护。

2.3 深部煤巷底臌严重因素分析

深部煤巷影响底鼓的因素往往较为复杂,其主要影响因素有:围岩应力、底板岩性、巷道支护、巷道布置及断面等。

(1) 高围岩应力:Ⅳ5210 机巷与风巷埋深约 800m,处于高地应力环境,巷道开挖后原岩应力受到破坏,围岩内应力重新分布,围岩受力状态发生变化,使得围岩产生塑性区域。巷道围岩所受应力超过了巷道围岩的极限承载强度,致使底臌严重。

(2) 底板为煤层:该工作面机巷和风巷不仅所处高地应力环境,老顶受火成岩侵袭严重,老顶自身承载能力降低,两帮为煤帮,裂隙发育程度高,且底板为煤岩层,致使两帮的垂直应力使得底板煤岩层发生剪切破坏,底板稳定性降低,底板底臌量增大。

(3) 未实现耦合支护:该工作面机巷与风巷的现有支护形式的支护参数不合 理,出现所需支护强度与围岩压力不相匹配,巷道掘进速度与支护时机不匹配等现象,间接引起底板底臌的发生。

3.Ⅳ5210 工作面机、风巷支护方案优化设计

3.1 机、风巷支护方案优化研究

通过现场调研及理论分析,在不增加煤矿支护成本即不改变原支护方案(方案一)中锚杆(索)材质、直径、长度及锚固长度的基础上,针对锚杆(索)布置方式, 提出了以下支护方案:

(1)方案一(原支护方案)

巷道高2550mm、宽4000mm,巷道顶板锚杆选用 φ22×2200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合 L4000M4 型钢带进行支护,同时加挂菱形网,间距 800mm,排距 800mm,顶板两边锚杆各向外倾斜 10°;帮部锚杆选用φ22×2200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆配合 L2800M4 型钢带进行支护,同时加挂菱形网,间距800mm,排距800mm;顶板锚索选用φ17.8×6300mm 钢绞线,间距2000mm,排距 2400mm,每孔采用一节 K2535 树脂卷(置于孔底)和两节 Z2550 树脂卷加长锚固,预紧力 80 KN -100KN。

(2)方案二

巷道高 2550mm、宽 4000mm,巷道顶板锚杆选用 φ22×2200mm 的左旋无纵 筋螺纹钢锚杆,间距 800mm,排距 800mm,顶板两边锚杆各向外倾斜 10°;帮 部锚杆选用 φ22×2200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距 800mm,排距 800mm; 顶板锚索选用 φ17.8×6300mm 钢绞线,间距 1600mm,排距 800mm,呈“2-1-2”布置。

(3)方案三

巷道高 2550mm、宽 4000mm,巷道顶板锚杆选用 φ22×2200mm 的左旋无纵 筋螺纹钢锚杆,间距 800mm,排距 800mm;帮部锚杆选用 φ22×2200mm 的左旋 无纵筋螺纹钢锚杆,间距 800mm,排距 800mm,左右帮部底锚杆各向下倾斜 30°; 顶板锚索选用 φ17.8×6300mm 钢绞线,间距 2000mm,排距 2400mm。

3.2支护效果分析

1、根据巷道变形云图分析,无支护时巷道变形主要以巷道底板下沉为主,最大下层量达到 70cm, 且其直接导致巷道两帮上部的围岩变形也显著增大,这与杨庄煤矿 IV5210 工作 面机巷的现场变形情况基本相符,且其底板的变形破坏特征是以两底角的变形而带动整个底板鼓起为特点。从控制巷道顶板下沉量的角度考虑,方案二更为合理。

2、通过对相关数据统计分析,从表 1中可以看出,方案二在控制巷道顶底板移近量方面要略优于其他方案,方案三能较好的控制巷道底鼓量。

表1 不同支护方案下巷道顶底板最大变形量(单位:m)

3、由于支护重点是如何控制巷道顶底板的变形量,方案二更加适合IV5210 工作面巷道的围岩顶板变形控制。方案三中两根底帮锚杆在控制巷道底板鼓起方面起到了一定的作用,分析其原因是由于其两底帮处的两根锚杆向下倾斜,更好的限制了巷道底板的变形,因此在采用方案二的同时,将其两底帮处的锚杆向下倾斜一定角度。

3.3 小结

通过分析,提出了 “强顶、固帮”的支护对策和新的支护形式,采用锚索采用“2-1-2”布置,安全经济性较高。具体支护形式如图 3-1 所示,巷道高 2550mm、宽 4000mm,顶板锚索选用 φ17.8×6300mm 钢绞线,间距1600mm,排距 800mm,呈“2-1-2”布置,每孔采用一节 K2535 树脂卷(置于孔底)和两节 Z2550 树脂卷加长锚固,预紧力 80 KN -100KN。

(a) 巷道支护主视图

单位:mm

(b)巷道支护俯视图

3-1支护方案

4.主要结论

(1) 分析认为该类巷道围岩的破坏类型以剪切破坏为主,提出了“强顶、固 帮”的支护对策。“强顶”,即加强顶板支护,控制顶板变形;“固帮”,即加固两帮,确保围岩稳定;

(2) Ⅳ5210 工作面巷道成分区破裂现象,且深度越深其岩层的完整性越好。 机巷与风巷采用新支护方案后,锚杆起到组合梁的支护效果,锚索深入坚固围岩 中起到悬吊的支护效果;

(3) 现场试验结果表明,与原设计方案相比,新设计方案可有效控制巷道围 岩变形,降低巷道变形量达 50%以上,取得了良好的支护效果,巷道修复量大幅降低,安全经济效益显著。

参考文献

[1]李源;断面形状对巷道围岩稳定性影响的数值分析[J];煤;2008年07期

[2]陈坤福;深部巷道围岩破裂演化过程及其控制机理研究与应用[D];中国矿业大学;2009年

[3]赵庆涛;三软煤层沿空掘巷围岩控制技术研究[D];河南理工大学;2011年

论文作者:李遵明

论文发表刊物:《基层建设》2016年15期

论文发表时间:2016/11/14

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