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8105工作面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究.pdf

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资源描述

1、总第807期第13期2023年7月河南科技Henan Science and Technology矿业与水利工程收稿日期:2023-02-11作者简介:季忠伟(1994),男,本科,助理工程师,研究方向:巷道围岩控制。8105工作面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究季忠伟(河南明德矿山技术开发有限公司,河南焦作454000)摘要:【目的目的】为节约煤炭资源,缓解矿井采掘接替紧张,需对采掘技术进行研究。【方法方法】以8105厚煤层综采工作面为背景,实施无煤柱切顶卸压沿空留巷技术,根据现场地质条件,制定“切、补、护、支”、沿空留巷成套围岩控制方案。【结果结果】现场留巷段实测结果表明,顶板切顶后配合补

2、强支护措施,留巷段顶底板位移量为750 mm,两帮位移量为794 mm,留巷断面尺寸满足使用要求。【结结论论】切顶卸压沿空留巷围岩控制技术在8105工作面的成功应用,为矿井后续工作面实施无煤柱衔接布置提供了技术指导,为其他相似地质条件下推广切顶卸压沿空留巷技术提供了一定的借鉴。关键词:顶板;沿空留巷;切顶卸压;围岩控制中图分类号:TD353文献标志码:A文章编号:1003-5168(2023)13-0052-06DOI:10.19968/ki.hnkj.1003-5168.2023.13.010Study on Surrounding Rock Control Technology of Go

3、b-Side EntryRetaining by Root Cutting and Pressure Reliet in 8105 Working FaceJI Zhongwei(Henan Mingde Mining Technology Development Co.,Ltd.,Jiaozuo 454000,China)Abstract:Purposes In order to save coal resources and alleviate mining and excavation succession tension in mines,it is necessary to stud

4、y mining technology.Methods Taking the fully mechanized miningface of 8105 thick coal seam as the background,the technology of gob-side entry retaining without coalpillar roof cutting and pressure relief is implemented.According to the geological conditions on site,acomplete set of surrounding rock

5、control scheme of cutting,filling,protecting,supporting and gob-sideentry retaining is formulated.Findings The measured results of the on-site entry retaining sectionshow that the displacement of the roof and floor of the entry retaining section is 750 mm,and the displacement of the two sides is 794

6、 mm,and the size of the entry retaining section meets the requirements.Conclusions The successful application of surrounding rock control technology of roof cutting and pressure relief gob-side entry retaining in 8105 working face provides technical guidance for the implementation of non-coal pillar

7、 connection layout in subsequent working faces of the mine,and provides some reference for the promotion of roof cutting and pressure relief gob-side entry retaining technology underother similar geological conditions.Keywords:top plate;gob-side entry retaining;roof cutting and pressure relief;surro

8、unding rock control0引言某矿8105工作面回采8#煤,煤厚2.094.90 m,平均煤厚 3.95 m。工作面倾斜长 235 m,走向长 1 825 m,地面标高+1178+1297 m,井下标高+756+777 m,平均埋深470 m,煤层赋存稳定。第13期538105工作面巷道沿煤层顶板布置,回采时实施无煤柱沿空留巷技术,将5105巷保留下来作为8104工作面区段顺槽使用,减少巷道掘进量1-2。工作面布置示意如图1所示,工作面综合情况如图2所示。图18105工作面布置图2工作面综合情况1顶板预裂切顶技术原理当巷道上方赋存厚硬顶板时,工作面回采期间采空区上覆顶板易出现难以

9、垮落的大范围悬顶,引起工作面来压,严重威胁安全生产。爆破切顶卸压技术即在留巷工作面回采前,在回采侧巷道顶板施工爆破卸压钻孔,爆破后形成切缝,切断采空区上覆垮落顶板对留巷顶板间的应力传递,使得沿空巷道处于应力降低区,改善巷道围岩应力环境,保障沿空留巷成功实施3-4。自然垮落时留巷顶板围岩断裂结构如图3所示,顶板定向预裂后留巷围岩结构如图4所示。上覆岩层基本顶直接顶煤层直接底基本底留巷顺槽顶板断裂带图 3自然垮落时留巷顶板围岩断裂结构上覆岩层基本顶直接顶煤层直接底基本底留巷顺槽顶板沿切顶线垮落图 4顶板定向预裂后留巷围岩结构2不同切顶高度下巷道围岩变形分析基于切顶卸压技术原理5-7,采用数值模拟分

10、析软件对0 m、10 m、18 m、26 m等4种切顶高度下巷道垂直应力及位移分布情况进行分析,如图5至图7所示。切顶0 m时,顶板最大垂直应力为3.84 MPa,切顶高度未达到10 m(亚关键层高度)时,顶板最大垂直应力随着切顶高度的增加迅速减小,切顶高度对顶板最大垂直应力有较大影响;切顶高度达到10 m(亚关键层高度)时,顶板最大垂直应力为3.41 MPa,相较于切顶0 m时下降了12%。当切顶高度达到18 m(关键层高度)时,顶板最大垂直应力为3.05 MPa,相较于切顶0 m时下降了21%;切顶高度达到26 m时,顶板最大垂直应力为3.04 MPa,相较于切顶高度 18 m时仅下降了

11、1%。再增加切顶高度,对顶板最大垂直应力的影响逐渐减弱。整体来说切顶高度越高,顶板最大垂直应力越小,当切顶高度达到关键层后,切顶高度对顶板最大垂直应力的影响逐渐减小。切顶0 m时,顶板最大垂直位移为151.81 mm,切顶高度未达到10 m(亚关键层高度)时,顶板最大垂直位移随着切顶高度的增加逐渐减小,切顶高度对顶板最大垂直位移的影响较小;切顶高度达到10 m(亚关键层高度)时,顶板最大垂直位移为144.58 mm,相较于切顶0 m时下降了5%;切顶高度达到 18 m(关键层高度)时,顶板最大垂直位移为2105巷2105巷沿空留巷8105工作面8104工作面2104巷季忠伟.8105工作面切顶

12、卸压沿空留巷围岩控制技术研究岩性描述岩性柱状层厚/m累厚/m砂质泥岩砂岩(细、中砂岩)含砾粗砂粗粒砂岩粗粒砂岩粉细砂岩粗粒砂岩细砾岩粗粒砂岩细砾岩粗粒砂岩砂质泥岩细砾岩8#煤高岭质泥岩5.9027.40灰黑色、深灰色、褐灰色、贝壳状断口,块状,局部含化石、黄铁矿结核、煤层,局部碳质泥岩与砂质泥岩互层。3.8521.501.2917.656.2816.362.1210.080.157.961.897.811.735.920.774.190.933.421.472.491.021.024.991.76灰色、灰白色、浅灰色,石英长石为主,分选中等、较好,钙质胶结,次圆状、次棱角状,坚硬。灰白色石英长

13、石燧石为主,分选中等、差,钙质胶结,次圆状、次棱角状,基底胶结。石英长石燧石为主,分选中等、差,次圆状、次棱角状,胶结致密,坚硬、半坚硬。浅灰色、灰白色,石英长石为主,胶结致密;局部含植物化石,水平层理,波状层理,局部含黄铁矿结核,半坚硬。浅灰色,石英长石为主,分选中等、次棱角状,坚硬。灰白色,石英燧石为主,分选差,基底胶结孔隙式胶结,厚层状、坚硬,含黄铁矿结核。灰白色,石英长石为主,分选中等、次棱角状,坚硬、厚层状。灰白色,石英燧石为主,分选差,孔隙式胶结,厚层状、坚硬。灰白色,石英长石砾岩为主,胶结较紧,半坚硬,分选中等、次棱角状。浅灰、灰白色,石英燧石为主,分选差,次圆状,孔隙式胶结,厚

14、层状、坚硬。灰黑色,块状,含化石黑色,半亮型,玻璃光泽、参差状、棱角状断口,棱角状,阶梯状,含黄铁矿结核,局部夹灰黑色砂质泥岩。浅灰色,灰褐色,参差状断口,平行层理,含植物化石,局部碳质、砂质泥岩且节理发育。54第13期129.11 mm,相较于切顶0 m时下降了15%;切顶高度达到 26 m时,顶板最大垂直位移为 149.26 mm,相较于切顶 0 m时仅下降了 2%;整体来说切顶高度达到关键层高度时,切顶高度对顶板最大垂直位移的影响逐渐减小。切顶0 m时,底板最大垂直位移为413 mm,切顶高度未达到10 m(亚关键层高度)时,底板最大垂直位移随着切顶高度的增加迅速减小,切顶高度对底板最大

15、垂直位移的影响较大;切顶高度达到10 m(亚关键层高度)时,底板最大垂直位移为276.13 mm,相较于切顶0 m时下降了34%;当切顶高度达到18 m(关键层高度)后,底板最大垂直位移为276.13 mm,相较于切顶0 m时下降了66.91%;切顶高度达到26 m时,底板最大垂直位移为177.57 mm,相较于切顶0 m时下降了43.02%;再增加切顶高度,对底板最大垂直位移的影响逐渐减小。整体来说切顶高度越高,底板最大垂直位移越小,切顶高度达到关键层高度后,切顶高度对底板最大垂直位移(a)切顶0 m(b)切顶10 m(c)切顶18 m(d)切顶26 m图5不同切顶高度下应力分布云图(a)切

16、顶0 m(b)切顶10 m(c)切顶18 m(d)切顶26 m图6不同切顶高度下垂直位移分布云图季忠伟.8105工作面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究8105工作面回采稳定后5105巷在巷道实体煤侧出现应力集中现象第13期55的影响逐渐减小。切顶0 m时,煤柱帮最大水平位移为240 mm,切顶高度未达到10 m(亚关键层高度)时,煤柱帮最大水平位移随着切顶高度的增加迅速减小,切顶高度对煤柱帮最大水平位移的影响较大;切顶高度达到10 m(亚关键层高度)时,煤柱帮最大水平位移为200.42 mm,相较于切顶0 m时下降了17%;当切顶高度达到18 m(关键层高度)后,煤柱帮最大水平位移为130.6

17、7 mm,相较于切顶0 m时下降了54.44%;切顶高度达到 26 m 时,煤柱帮最大水平位移为170.80 mm,相较于切顶0 m时下降了28.84%;再增加切顶高度,对煤柱帮最大水平位移的影响逐渐减小。整体来说,切顶高度越高,煤柱帮最大水平位移越小,切顶高低度达到关键层高度后,切顶高度对煤柱帮最大水平位移的影响逐渐减小。综合数值模拟分析结果,当切顶高度为 18 m时,卸压效果最理想。3现场实施方案3.1超前切顶方案超前切顶卸压施工范围为5105巷工作面切眼至停采线外15 m,共计1 841 m。工作面回采前完成施工,至少超前回采面100 m完成。3.1.1目标切顶高度。目标切顶高度为基本顶

18、上边界,根据8105工作面柱状图及切顶高度模拟结果,确定目标切顶高度为18.34 m。3.1.2爆破钻孔参数。钻孔位置。爆破钻孔距巷道中线距离 S2 500 mm,总体施工原则为:开孔位置尽量贴近回采帮肩角,且距巷道中线不小于2 500 mm,所有钻(a)侧视图(b)正视图图8切眼实体煤帮切顶钻孔布置(a)切顶0 m(b)切顶10 m(c)切顶18 m(d)切顶26 m图7不同切顶高度下水平位移分布云图孔深H=19.3 m=75=50 mmL=800 mmS2 500 mm工作面帮实体煤帮中线孔深H=19.3 m=50 mm L=800 mmL=800 mm推进方向顶板底板季忠伟.8105工作

19、面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究56第13期孔开孔位置成直线布置,具体如图8所示。钻孔角度。钻孔垂直巷道中线,偏向采空区一侧,倾角=75,即仰角75。钻孔直径及间距L。钻孔直径=552 mm,钻孔间距L=800 mm(可根据切顶效果调整)。钻孔深度H。根据目标切顶高度,考虑钻孔倾 角、煤 层 倾 角 及 富 余 量,爆 破 钻 孔 深 度 H见式(1)。H=H0cos()90 +c(1)式中:H0为目标钻孔深度,m;为钻孔倾角,取75;为煤层倾角,取2;c为钻孔设计深度,取0.1 m,钻孔深度取 19.30 m。爆破钻孔布置如图 9所示。图9爆破钻孔布置(单位:mm)3.1.3装药及封孔结构

20、。炸药。采用煤矿许用乳化炸药,安全性等级为三级,可用于瓦斯与煤突出矿井内进行爆破作业。药卷直径=35 mm,药卷长度l=280 mm,药卷重量m=300 g。装药长度H装及封孔长度H封。根据 煤矿安全规程,深孔爆破封孔长度应不小于钻孔深度的三分之一。考虑爆破后顶板断裂线位置与高水墙体的关系,为防止顶板断裂线位于墙体上方,不利于墙体施工空间的维护,适当增加封孔长度,以确保顶板断裂线位于墙体外侧或靠近墙体外侧。确定装药长度H装为12 m,封孔长度H封为7.3 m。装 药 量 Q 和 药 卷 数 量 N。单 孔 装 药 量见式(2)。Q=(H装-0.3)q(2)式中:Q为爆破钻孔单孔装药量,kg;H

21、装为爆破钻孔装药段长度,m;0.3为孔底水炮泥长度,0.3 m;q为线装药密度,kg/m,取0.41.2 kg/m。采用连续装药,取单列炸药最大线装药密度1.07 kg/m。经计算,确定单孔装药量 Q=12.3 kg 和药卷数量 N=41卷,装药及封孔结构如图10所示。图10装药及封孔结构(单位:m)3.2围岩补强支护方案围岩补强支护施工范围同切顶卸压方案施工范围,为 5105 巷工作面切眼至停采线外 15 m,共计 1 841 m。补强支护滞后切顶 10 m 开始施工,滞后切顶最长不超过 20 m,应在工作面回采前完成施工,至少超前工作面 100 m 完成。若出现切顶后顶板浅部破碎或顶板下沉

22、等情况,则应提 前 施 工 围 岩 补 强 支 护,至 少 超 前 切 顶 区 域10 m。3.2.1顶板补强支护。顶板采用“锚索带”补强支护。锚索:采用 21.8 mm8 300 mm 钢绞线,间排距 1 000 mm/2 000 mm1 000 mm,3-2-3-2 垂直顶板布置,锚固力应达到 470 kN,预紧力应达到 290 kN;点锚索采用 300 mm300 mm16 mm高强度托盘,配合钢带的锚索采用200 mm220 mm12 mm异形托盘。JW钢带:垂直于巷道中线的JW钢带1规格2 500 mm330 mm6 mm,排距 2 000 mm。平行于巷道中线的JW钢带2规格3 5

23、00 mm330 mm6 mm,排距4 000 mm。3.2.2实体煤帮补强支护。根据工作面后方实体煤帮变形情况确定实体煤帮补强支护方案。围岩补强支护断面如图11所示,围岩补强支护平面如图12所示。3.3巷旁让压防护方案采用充填体进行支护。充填体规格长宽高=3.2 m2.5 m采高,沿巷道回采帮布置完全位于采空区内。充填材质为高水材料,水灰比例为1.51。并采用对穿锚杆对充填体进行加固,锚杆间排距为 900 mm800 mm,顶角锚杆距顶板500 mm,底角锚杆距底板300 mm,并配合14 mm 钢筋梯和 6mm100 mm100 mm钢筋网进行护表支护8-9。1219.37.37.3222

24、222水炮泥0.3季忠伟.8105工作面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究S2 500 mmL=800 mm=50 mm煤柱帮回采帮H炮泥炸药6+6+6+6+6+6+5雷管2+2+2+2+2+2+2聚能管2+2+2+2+2+2第13期57图11围岩补强支护断面(单位:mm)图12围岩补强支护平面(单位:mm)4沿空留巷效果分析工业试验后,对 5105工作面沿空留巷期间的围岩变形进行观测,在滞后回采面200 m左右时,留巷段围岩的变形基本趋于稳定,具体如图13所示,两帮累计位移量总共794 mm,其中煤柱帮位移量267 mm,采空区侧帮位移量527 mm;顶底板累计位移量750 mm,其中顶板下沉

25、量为208 mm,底鼓量为542 mm;两帮位移速率为12.21 mm/d,顶板下沉速率为3.20 mm/d,底鼓位移速率为8.33 mm/d。沿空留巷变形实测曲线如图14所示。5结论根据切顶卸压沿空留巷技术原理,结合层间距分布情况及切顶高度模拟确定了合理的切顶高度与切顶角度。确定了合理的切顶卸压参数:目标切顶高度为关键层,关键层根据取芯结果确定,为防止爆破沟通采空区瓦斯,引起安全隐患,实际切顶高度距采空区距离应超过5 m。切顶卸压沿空留巷顶板悬臂梁长度越短,厚度越高,其承载能力越强,采用锚索将多层短壁梁组合成厚短壁梁结构,同时对回采帮应采用锚索+W钢带加强支护,一次见方、二次见方期间,必须采

26、用高强度补强支护,从而提高留巷支护强度,减小留巷变形。现场试验表明,5105留巷段顶底板位移量为750 mm,两帮位移量为794 mm,留巷断面尺寸满足使用要求,留巷效果良好。(a)留巷段顶板变形(b)留巷段帮部变形图135105沿空留巷变形情况图14沿空留巷变形实测曲线参考文献:1 张尧.晋华宫矿8714工作面切顶卸压沿空留巷方案设计及应用 J.煤矿现代化,2021,30(5):29-31.2 李爱军,王.高地应力切顶留巷围岩快速控制技术研究 J.煤炭工程,2020,52(4):28-32.3 王传绳.切顶卸压技术在薄及中厚煤层沿空留巷中的应用 J.煤炭技术,2021,40(8):41-43

27、.4 黄林.长榆河煤矿103工作面切顶卸压沿空留巷设计 J.煤矿现代化,2022,31(4):13-15,20.5 郑立军,王文,张广杰.高应力综放工作面切顶卸压沿空留巷开采技术研究 J.河南理工大学学报(自然科学版),2021,40(6):43-53.6 马新根,何满潮,李先章,等.切顶卸压自动成巷覆岩变形机理及控制对策研究 J.中国矿业大学学报,2019,48(3):474-483.7 何满潮,王亚军,杨军,等.切顶成巷工作面矿压分区特征及其影响因素分析 J.中国矿业大学学报,2018,47(6):1157-1165.8 姚健.综采面无煤柱沿空留巷充填体承载特性及稳定性分析 J.山东煤炭科

28、技,2019(7):14-16,19.9柏建彪,张自政,王襄禹,等.高水材料充填沿空留巷应力控制与围岩强化机理及应用 J.煤炭科学技术,2022,50(6):16-28.切缝围岩补强支护锚索L=8 300,=21.8间排距:1 000/2 0002 000点锚索高强度托盘:30030016异形托盘:20020012JW钢带1:2 5003306JW钢带2:3 5003306左旋无纵筋螺纹钢锚杆L=2 500,=20间排距:1 3001 000托盘规格:15015010左旋无纵筋螺纹钢锚杆L=2 500,=20间排距:1 0001 000托盘规格:15015010左旋无纵筋螺纹钢锚杆L=2 50

29、0,=20间排距:1 0001 000托盘规格:15015010锚索L=6 300,=17.5间排距:2 0002 000高强度托盘:30030016锚索L=6 300,=17.5间排距:2 0002 000高强度托盘:30030016左旋无纵筋螺纹钢锚杆L=2 500,=20间排距:1 0001 000托盘规格:15015010锚索L=8 300,=21.8间排距:1 000/2 0002 000点锚索高强度托盘:30030016异形托盘:20020012JW钢带1:2 5003306JW钢带2:3 5003306切缝围岩补强支护550500450400350300250200150100500移近量/mm04080120160200240与工作面煤壁的距离/m采空区帮移近量煤柱帮移近量顶板下沉量底鼓量季忠伟.8105工作面切顶卸压沿空留巷围岩控制技术研究

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