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探讨平煤集团十二矿己14-31070工作面沿空留巷技术的应用

2020-09-16 235 上传者：管理员

摘要：为保障己14-31070工作面沿空留巷围岩的稳定,根据工作面地质条件,设计巷道掘进期间采用锚杆+钢带的支护形式,工作面回采期间在巷内和待充填区域进行补强支护,巷旁充填体采用C30混凝土,宽度为2.4m,超前工作面40m和滞后工作面200m范围内采用一梁三柱的临时支护。支护方案实施后,进行巷道表面位移及锚杆(索)受力分析。结果表明:留巷在现有支护方案下,巷道表面位移量较小,锚杆(索)受力正常,围岩控制效果良好。

关键词：
围岩控制
沿空留巷
留巷
矿业工程
矿压监测
薄煤层
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1、工程概况

平煤集团十二矿己14-31070工作面井下位于三水平上部,工作面倾斜长度150m,走向可采长度为570m,开采煤层为己14煤层,属于保护层开采工作面,煤层厚度为0～1.2m,平均厚度为0.5m,平均倾角为5.5°,煤层赋存较为不稳定,存在局部尖灭的现象,顶板岩层为细砂岩和中粒砂岩,底板岩层为砂质泥岩和细砂岩,具体顶底板岩层特征如图1所示。己14-31070工作面采用沿空留巷技术,己14-31070工作面进风巷为沿空留巷巷道,巷道沿煤层底板掘进,掘进断面为梯形,掘宽×掘高=4.8m×3.4m,为保障沿空留巷工程顺利实施,特进行沿空留巷方案设计。

2、沿空留巷围岩控制方案

2.1巷道掘进期间支护

巷道在掘进期间采用锚杆+钢带支护,顶板锚杆采用左旋无纵筋锚杆,参数为D20mm×2200mm,间排距为650mm×700mm;帮锚杆采用等强锚杆,参数为D20mm×2000mm,其中高帮和低帮的锚杆间排距分别为650mm×700mm和750mm×700mm;锚杆采用树脂锚固剂进行端头锚固,预紧力为300N·m,巷道表面采用网孔规格为40mm×40mm的8号钢筋网进行护表,钢带采用M5型钢带,巷道支护如图2所示。

图1顶底板岩层柱状

图2巷道掘进期间支护断面(mm)

2.2回采期间补强支护

1)巷旁充填体。

本次沿空留巷作业,巷旁充填材料为C30混凝土,充填材料主要包括425号普通硅酸盐水泥、细砂和石子,设置充填体宽度为2.4m。

2)留巷内锚索补强。

在工作面回采期间,巷道在原有支护的基础上进行补设锚索,巷道断面内补设3根锚索,每隔两排锚杆补设一排锚索,补设锚索采用低松弛预应力1×7股钢绞线,参数为D21.8mm×7500mm,间排距为1500mm×1400mm,锚索锚固采用树脂药卷加长锚固,每孔采用2支Z2360和1支K2335树脂锚固剂,锚固力为200kN,预紧力为90kN,补强锚索在超前工作面100m前完成,具体补强锚索布置如图3。

在回采前进行留巷待充填区域顶板加固,由于留巷顶板为较为坚硬致密,对待充填区域顶板加强支护时,主要在工作面端头支架前方进行,断面内补设四根锚杆和一根锚索,锚杆采用左旋无纵筋螺纹钢锚杆,参数为D20mm×2200mm,间排距为850mm×1000mm,设置预紧扭矩为300N·m,锚索采用低松弛预应力1×7股钢绞线,参数为D21.8mm×7500mm,排距为1000mm,预紧力为90kN,待充填区域锚杆锚固方式采用端头锚固,锚索采用树脂药卷加长锚固,待充填区域补强支护如图3。

图3巷内及待充填区域补强支护断面(mm)

3)临时加强支护。

在工作面回采动压影响下,巷道围岩的矿压显现较为剧烈,由于巷道后方充填墙体刚浇筑完毕,基本起不到支撑作用,且该阶段覆岩顶板会旋转下沉,存在把充填墙体压坏的情况,故综合矿压规律[1,2],确定对工作面后方200m范围进行加强支护;另外结合工作面回采期间超前支承压力的分布规律可知[3,4],超前支承压力影响区主要为超前工作面40m的区域。

工作面超前40m范围内采用一梁三柱的支护方式,即一根π型梁下支设3根单体柱,π型梁长度为3m,单体柱分别布置在距离回采帮0.6m、1.6m和3.6m的位置处;留巷区域滞后工作面200m区域临时支护同样采用一梁三柱的支护方式,具体临时支护断面布置如图4所示。

图4沿空留巷临时支护示意(m)

3、沿空留巷效果分析

为验证分析己14-31070工作面沿空留巷的实施效果,在留巷滞后工作面17m的位置布置巷道表面位移监测站,在超前工作面100m的位置处布置锚杆(索)受力监测站,随着工作面回采作业的进行,持续进行监测,并基于监测结果进行分析,得出沿空留巷期间巷道表面位移特征及留巷内锚杆索受力状态。

1)巷道表面位移特征。

在工作面回采期间,根据矿压监测数据得出测站表面位移与距工作面距离间的关系曲线,如图5所示。

图5工作面回采期间巷道表面位移曲线

由图5(a)可知,工作面回采期间,留巷顶底板移近量随着滞后工作面距离的增大而逐渐增大,其中顶板下沉量变形主要发生在滞后工作面17～80m的范围内,当测站滞后工作面80m后顶板下沉速率逐渐降低,留巷顶板逐渐趋于稳定。留巷底板岩层由于较为软弱,同时受到采掘用水的浸泡,致使其变形速度较大,变形周期较长,当测站滞后工作面200m后,底板仍存在着一定的变形速率,观测期内顶底板最大移近量为357mm,其中底板鼓起量占到71.7%,顶板下沉量占到28.3%。

由图5(b)可知,留巷两帮变形量主要发生在滞后工作面17～120m范围内,当测站滞后工作面120m后,两帮变形速率开始逐渐下降,变形速率基本在2.5mm/d的范围内,两帮变形逐渐趋于稳定,在观测期间内两帮的最大移近量为252mm,其中实体煤帮的变形量为156mm,混凝土充填墙体的变形量为96mm,实体煤帮的变形量占主要部分,占两帮变形量的61.9%。

2)锚杆索受力分析。

工作面回采期间,针对实体煤帮锚杆、顶板锚索的受力状态进行长期监测,由于实体煤帮锚杆在超前工作面100～63m范围内,锚杆的受力基本未出现变化,故现主要分析在超前工作面63～5m范围内的受力曲线,如图6(a)所示,同理顶板锚索在超前工作面100～82m范围内,锚索受力基本未发生变化,故针对顶板锚索的受力主要分析其超前工作面82m至滞后工作面165m范围内的受力曲线,如图6(b)所示。

由图6(a)可知,实体煤帮锚杆在超前工作面63～0m范围内,锚杆的支护阻力基本保持在6.4～13.5kN范围内,锚杆受力在距离工作面约41m的位置处出现明显的增阻现象,支护阻力在距离工作面19m的位置处达到峰值状态,支护阻力为13.5kN,据此可判断出工作面超前支承压力的影响范围约为工作面前方41m;随着工作面的进一步推进,在采动影响下托盘下方的岩体出现被压碎的情况,致使出现支护阻力下降的现象。

由图6(b)可知,当工作面推进至与工作面的距离小于4m时,顶板锚索的受力开始逐渐增大,锚索在滞后工作面28m的位置处达到最大值,其值为45.4kN,测站在滞后工作面28～85m范围内,锚索受力处于稳定状态,随着工作面进一步推进,在顶板压力作用下,锚索出现分束现象,进而致使锚索的支护阻力出现下降的现象。

图6工作面回采期间锚杆(索)受力曲线

综上可知,工作面回采期间,巷道顶底板移近量中底鼓量占到主要部分,且底板变形速率相对较大,变形周期较长,两帮变形量以实体煤帮的变形为主,充填墙体的变形相对较小,巷道滞后工作面120m后围岩变形会逐渐区域稳定,围岩整体变形量较小;锚杆索受力正常,工作面超前支承压力约为超前工作面41m,满足沿空留巷巷道的使用要求。

参考文献:

[1]王海强.薄煤层沿空留巷巷旁支护阻力分析与围岩控制技术应用[J].煤炭与化工,2020,43(1):28-32.

[2]胡涛,李柱和,侯公羽,等.坚硬厚顶厚煤层条件下沿空留巷工艺研究[J].煤炭技术,2019,38(3):1-4.

[3]郭峰,袁红平,陈钰豆,等.薄煤层沿空留巷成巷过程矿压显现规律研究[J].煤炭技术,2019,38(3):59-61.

[4]张自政.沿空留巷充填区域直接顶稳定机理及控制技术研究[D].徐州:中国矿业大学,2016.

党敬.平煤十二矿己_(14)-31070工作面沿空留巷技术实践[J].煤,2020,29(09):46-48.