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房柱式采空区下近距离煤层巷道支护技术研究.pdf

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资源描述

1、2023 年 8 月Aug.,2023doi:10.3969/j.issn.1672-9943.2023.04.021房柱式采空区下近距离煤层巷道支护技术研究(山西工程职业学院采矿工程系,山西 太原 030009)摘要 针对在房柱式采空区下近距离煤层巷道顶板结构不连续、破断特征复杂的问题,结合山西某煤矿 10#+11#煤 103 工作面材料巷掘进实际情况,采用理论分析、数值模拟等研究手段对顶板上部为采空区、煤柱情况下的巷道围岩稳定性进行了分析。结果表明,由于房柱式采空区的存在导致下方巷道围岩应力呈波浪状变化,遗留煤柱下方巷道较采空区下方巷道应力集中系数大,高应力区域距离煤帮更近,对支护要求更高

2、。针对不同段巷道的受力情况分别进行了巷道支护方式的优化与设计。研究结果能有效提高房柱式采空区下的巷道掘进速度,降低支护成本,对相似条件下的安全支护措施制定具有一定的借鉴意义。关键词 房柱式采空区;近距离煤层;非连续顶板结构;支护设计;数值模拟中图分类号TD353文献标识码B文章编号1672蛳 9943(2023)04蛳 0067蛳 050引言由于开采技术的限制,我国过去煤矿开采较为粗犷,常用的房柱式开采法会留下大量的柱式采空区与遗留煤柱,不仅会造成煤炭资源的浪费,且给后续对房柱式采空区下位煤层的回采造成一定难度。常规长壁工作面的回采上覆岩层为较连续稳定的岩层结构,而开采工作面上方为房柱式采空区

3、时破坏了这种连续的顶板结构,导致在巷道掘进过程中顶板的受力特征、破断方式与常规工作面相异咱员原猿暂。房柱式采空区下近距离煤层开采时,由于先前的采动影响覆岩应力重新分布,对位于采空区下和煤柱下的顶板控制提出了不同的要求。目前煤矿为保证巷道在掘进过程中的安全性,采用锚杆加架棚支护,导致巷道施工慢、成本高、难度大咱源原缘暂。基于此,为解决房柱式采空区下近距离煤层巷道的支护问题,以山西某煤矿 103 工作面材料巷掘进为例,开展巷道围岩稳定性、巷道支护优化设计研究。1工程背景1.1掘进巷道工程概况103 工作面材料巷位于某煤矿一采区,布置在10#+11#煤层中。两煤层合层厚度平均为 7.85 m,根据

4、103 材料巷附近钻孔显示,煤层埋藏深度约为222 m。103 工作面上方 0.471.27 m(平均 0.87 m)为 9#煤房柱式采空区,9#煤平均厚度 1.64 m。103工作面布置及钻孔柱状如图 1 所示。该矿多数资源均位于 9#煤房柱式采空区下,导致下部煤层巷道在掘进过程中压力显现异常。图 1工作面布置及钻孔柱状1.2巷道围岩结构窥视由于 9#煤房柱式采空区的存在,103 工作面材料巷顶板存在采空区下、煤柱下 2 种赋存状态。为了对不同情况下巷道围岩的完整性进行研究,以对支护设计提供现场支持,在 103 材料巷迎头施工 2个钻孔对顶板围岩结构进行窥视。窥视结果如图 2所示。如图 2(

5、a)所示,巷道顶板 5.5 m 范围内均为煤层,在 04.4 m 范围内,顶板的裂隙发育程度低,完整性好;在 4.45.1 m 范围内,煤体中的裂隙较为发育,煤层破碎;巷道 5.5 m 向上为 9#煤采空区。如图 2(b)所示,在 5.0 m 范围内巷道的顶板为煤层,无明显的裂隙发育;顶板 5.06.0 m 范围为砂质泥岩,岩层较为完整,并能明显地看见钻头在孔壁上的划103 工作面柱式采空区北翼轨道巷北翼回风巷北翼胶带巷柱状8#煤岩石名称细砂岩泥岩石灰岩9#煤泥岩10#+11#煤砂质泥岩12#煤泥岩铝土泥岩层厚/m0.138.0511.501.640.877.854.170.275.211.1

6、8细砂岩能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 4 期Vol.48 No.4672023 年 8 月Aug.,2023痕;顶板 6.07.1 m 范围为 9#煤层,厚度 1.1 m,煤层的裂隙发育程度低,只在和砂质泥岩接触面处裂隙较为发育;巷道 7.1 m 向上灰岩,坚硬稳定,钻孔时钻进困难。综上所述可知,103 工作面材料巷顶板围岩状况变化较大,采空区下和煤柱下巷道顶板的岩层裂隙发育程度不同,因此支护应具有差异性。(a)采空区下窥视结果(b)煤柱下窥视结果图 2巷道围岩窥视结果2房柱式采空区下巷道围岩稳定性分析2.

7、1覆岩结构特征分析房柱式采空区下巷道覆岩结构模型如图 3 所示。图 3房柱式采空区下巷道覆岩结构模型如图 3 所示,对于 9#煤层房柱式采空区而言,若近距离下位煤层尚未采动,房柱式采空区顶板在煤柱的支撑作用下仍能保持一定的完整结构。当下位 10#+11#煤层在原采空区下采动时,由于上方应力释放处于应力降低区,开采掘进相对简单;而当在 9#煤柱下采动时,10#+11#煤层的直接顶的破坏将使上煤层留设的煤柱逐渐破坏,失去对 9#煤房柱式采空区老顶的支护作用,进而导致上覆岩层载荷通过煤柱传递到下部煤层中。在采动影响及煤柱压力双重作用下,10#+11#煤层顶板容易垮断失稳,并且不易形成砌体结构。这给下

8、部煤层的掘进和开采带来了巨大的威胁。因此,在下部煤层布置巷道时,应该着重考虑上方煤柱支承压力给回采巷道带来的较大应力集中以及和采动应力叠加造成顶板局部突然切顶冒落的问题咱远原苑暂。2.2数值模拟分析2.2.1数值模拟方案为分析房柱式采空区下部煤层巷道的受力和稳定性,选取 10#+11#煤层 103 工作面材料巷作为研究对象。根据钻孔地质条件,建立 103 工作面倾向方向上的 UDEC 二维计算模型共 12 层,模型长高为 60 m60 m,上方未建立的岩层等效为4.52 MPa 的均布载荷。煤岩体破坏准则采用 Mohr-Coulomb 模型,岩石块体之间接触的力学行为使用基于节理面积接触的库伦

9、滑移模型,左右约束水平移动,底面固支。设计 9#煤层采用房柱式开采时,煤柱尺寸留设为 6 m6 m,开采煤层采空区尺寸为 10 m10 m,10#+11#煤层 103 工作面材料巷宽4.5 m。分别模拟在采空区下和遗留煤柱下的巷道掘进后围岩应力、位移变化。煤岩体力学参数如表 1所示,建立模型如图 4 所示。表 1煤岩体力学参数图 4数值计算模型刘勇洪房柱式采空区下近距离煤层巷道支护技术研究序号岩性密度/(g cm-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa内聚力/MPa内摩擦角/(毅)1粗粒砂岩2.382.802.001.803.20382粉砂岩2.356.704.701.903.5

10、04238#煤1.390.880.760.891.61324细粒砂岩2.614.203.801.803.10385石灰岩2.595.704.701.403.403769#煤1.420.920.780.851.60317泥岩2.382.562.731.803.2038810#+11#煤1.460.900.700.801.50309砂质泥岩2.102.302.901.002.20351012#煤1.380.980.740.831.523011泥岩2.012.322.781.032.203512细砂岩2.614.203.801.803.1038载荷层老顶房柱式采空区直接顶煤层0.0 m0.0 m4.

11、0 m4.0 m2.0 m2.0 m1.0 m1.0 m3.0 m3.0 m5.0 m5.0 m7.0 m6.0 m采空区煤柱巷道10 m6 m4.5 m682023 年 8 月Aug.,20232.2.2结果分析为研究在不同情况下掘进巷道围岩应力分布状态,分别沿巷道中间位置水平提取采空区下、煤柱下巷道开挖后两侧煤体的应力数据如图 5 所示。(a)上部为采空区时下部煤体应力分布(b)上部为 9#煤煤柱时下部煤体应力分布图 5煤层巷道应力分布由图 5(a)可知,当巷道位于采空区下方时,两帮应力较低,基本处于原岩应力状态;当距离巷道中央水平距离约 7.58 m 时,达到应力峰值 7.43 MPa,

12、应力集中系数为 1.49。达到峰值时的位置刚好位于遗留煤柱下方,受到上部煤柱集中应力的作用导致出现峰值,但此时峰值应力距离巷道较远,对巷道稳定性影响较小。随着巷道中央水平距离的增加,可以发现应力又逐渐下降到原岩应力之下,在约16 m 处开始升高。由此可知,由于上部房柱式采空区的存在,导致下部煤体的应力呈现出不断变化的态势,不均匀应力使得巷道维护较为困难。如图 5(b)所示,巷道位于遗留煤柱下方,在距离巷道中心约 3.3 m 处两侧应力急剧上升至8.18 MPa,集中系数为 1.64,应力集中位置距离巷帮仅 1.05 m,在高应力的状态下巷道稳定性将受到显著影响。在距离巷道水平距离约 8 m 时

13、刚好处于上部采空区下方,应力达到阶段最小值 1.74 MPa。随着水平距离的增加,可以发现巷道两侧的应力呈现波浪状的变化,不均匀应力使得巷道维护较为困难,特别是巷道位于遗留煤柱下方时,巷道压力显现,顶板较为破碎。为研究巷道围岩位移状况,在巷道顶板及两帮位置布置位移监测点,得到巷道位移变化特征如图6 所示。(a)巷道两帮位移特征(b)巷道顶板位移特征图 6煤层巷道应力分布由图 6(a)可知,当巷道上方为采空区时,左右帮最大移近量分别为 24 mm 和 5.8 mm,左帮变形情况明显大于右帮;当巷道上方为 9#遗留煤柱时,左右帮最大移近量分别为 22 mm 和 61 mm,较采空区下方巷道而言,左

14、右帮变形量均较大且右帮最大移近量远高于左帮。由此可知,当巷道处于煤柱下方时,在不均应力作用下,巷道的变形量和复杂程度要远超巷道处于采空区下方。如图 6(b)所示,当巷道上方为采空区和遗留煤柱时,巷道顶板最大下沉量分别为 22 mm 和145 mm,后者约为前者的 6.6 倍,高变形量对于巷道的支护提出了更高的要求。3工程实践3.1关键支护材料优化研究矿井 103 材料巷由于上方房柱式采空区的影响,部分地段巷道表面较为破碎,目前使用锚杆(-7.58,7.43)6 m 10 m 6 m876543210-20-16-12-8-40481216200距离采空区中央的水平距离/m原岩应力-20-16-

15、12-8-4048121620原岩应力(-3.3,8.18)10 m 6 m 6 m98765432100左帮位移量/mm左帮位移量/mm右帮位移量/mm巷道高度/m3.02.52.01.51.00.50.03.02.52.01.51.00.50.0-70-60-50-40-30-20-100-70-60-50-40-30-20-100-10-50510 15 20 25-10-50510 15 20 25采空区下煤柱下距离煤柱中央的水平距离/m距离巷道中央的水平距离/m0-20-40-60-80-100-120-140-160-3-2-10123采空区下煤柱下右帮位移量/mm能 源 技 术

16、与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 4 期Vol.48 No.4692023 年 8 月Aug.,2023加套棚支护,虽然支护效果较为明显,但是巷道掘进速度缓慢,支护成本较高,具有较大的优化空间咱愿原怨暂。对锚杆托板、调心球垫及减摩垫片以及锚索托板等关键支护材料进行优化,将原规格为 110 mm110 mm10 mm 不可调心的拱形托板升级为规格150 mm150 mm10 mm 的新型可调心拱形托板,由图 7 可以看出其力学性能得到大幅提升,平均承载力由 197 kN 提高到了 375 kN,可调心拱形托板能够调节锚杆偏心的作

17、用,大大减小锚杆因受到偏载而导致杆体承受过大的弯曲应力造成尾部破断的现象咱10-11暂。同时增加调心球垫和减摩垫片,降低螺母和托板之间的摩擦,提高锚杆扭矩和轴向力的转化效率,如图 8 所示。图 7锚杆托板优化图 8不同减摩措施下预紧力矩转换效率曲线3.2掘进巷道支护方案设计根据上述研究结果表明,巷道位于采空区下和位于遗留煤柱下时围岩应力状态不同,巷道位移量和破碎程度也不尽相同,因此对于处于不同状态下的巷道具有不同的支护要求咱12暂。针对 9#煤采空区下和煤柱下的巷道 2 种情况进行了 103 材料巷的支护方案设计。采空区下方巷道顶板采用直径为 20 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,长度 2.4

18、m,杆尾螺纹为 M22,锚杆尾部螺纹段长度不小于 100 mm;使用 2 支低粘度锚固剂,1 支规格为 CK2355,另 1 支规格为K2355;钻孔直径为 28 mm。锚杆全部垂直顶板打设,使用尺寸规格为 M222.5 的高强锚杆螺母以及尺寸为 150 mm150 mm10 mm 的拱型高强度托板。使用 W 钢带、铁丝网护顶,钢带厚宽长为3 mm280 mm3 800 mm,铁丝网网孔为 50 mm50 mm,网片规格为 4 350 mm1 100 mm。锚索采用直径为 21.6 mm 的 17 股高强度低松弛预应力钢绞线,长度 4500mm,钻孔直径 28mm,采用 1 支 CK2355

19、和 2 支 K2355 低粘度树脂药卷锚固。采用 300 mm300 mm14 mm 高强度锚索托板及配套锁具。两帮支护采用长度 2.0 m、直径 20 mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,杆尾螺纹为 M22,搭配 M222.5 高强锚杆螺母与 150 mm150 mm10 mm拱型高强度托板,锚杆垂直巷帮打设。锚固方式采用 1 支低粘度锚固剂,规格为 K2355,钻孔直径为28 mm。W 钢护板厚宽长为 3 mm280 mm400 mm,护帮金属菱形网网孔为 50 mm50 mm,网片规格为 2 500 mm1 100 mm。9#煤层采空区下方巷道支护设计如图 9 所示。(a)巷道支护断面(b)两

20、帮支护侧视100 mm110 mm10 mm150 mm150 mm10 mm位移/mm4003503002502001501005000246810 12 14 16 18 20 22 24预紧力矩/N m180250300350400807060504030可调心拱形托板高强度平垫尼龙垫片无减摩螺纹钢锚杆准20-M22-2400锚索SKP21.6-7/1860-45002 0004 150900900900 9001 0001 000螺纹钢锚杆锚杆托板W 钢护板10#菱形金属网能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷

21、第 4 期Vol.48 No.4702023 年 8 月Aug.,2023(c)顶板支护俯视图 9巷道支护布置对于遗留煤柱下方的巷道顶板锚索改用长度为 8 300 mm、直径为 21.6 mm 的 17 股高强度低松弛预应力钢绞线,改“二二间隔”布置为“三花”布置,垂直顶板岩层。4结论(1)对房柱式采空区下巷道围岩稳定性通过钻孔窥视以及理论分析可知,其下方巷道顶板围岩状况变化较大,采空区下和煤柱下巷道顶板的岩层裂隙发育程度不同。巷道位于采空区下方时处于应力降低区,开采掘进较为简单;而当巷道位于遗留煤柱下方时,采动破坏将会使煤柱逐渐失去支承能力导致上方老顶沉降,载荷通过煤柱传递到下部煤层,对下部

22、煤体的开采与掘进带来挑战。(2)通过数值模拟对采空区下、遗留煤柱下巷道围岩的应力以及巷道变形进行了研究,位于采空区下的巷道两帮基本处于原岩应力状态,最大应力为 7.43 MPa,出现在距离巷道水平距离 7.58 m 处;巷道位于遗留煤柱下方时,距离两帮水平距离约1 m 处为高应力集中区域,最大可达 8.18 MPa,应力集中系数为 1.64。由于房柱式采空区的影响,巷道围岩应力整体呈现出不断变化的态势,对遗留煤柱下方的巷道影响更大。(3)在原巷道支护的基础上改进了锚杆托板、调心球垫及减摩垫片等支护材料,增强了支护材料的力学性能。优化后的可调心拱形托板能有效减小锚杆因偏载而造成的失效。设计增加了

23、调心球垫和减摩垫片,能有效降低螺母和托板之间的摩擦,提高锚杆扭矩和轴向力的转化效率。对采空区下和遗留煤柱下的巷道支护方案进行了设计,实现提高支护效率、节省支护材料的目的。参考文献1屠世浩,窦凤金,万志军,等.浅埋房柱式采空区下近距离煤层综采顶板控制技术 J.煤炭学报,2011,36(3):366-370.2孟达,王家臣,王进学.房柱式开采上覆岩层破坏与垮落机理 J.煤炭学报,2007(6):577-580.3邓天琳.房柱式采空区上覆煤层长壁式开采可行性技术研究 J.煤炭技术,2019,38(11):9-11.4赵希栋.近距离煤层房柱式残采区蹬空开采可行性研究 J.煤炭技术,2016,35(2)

24、:57-59.5刘清洲.浅埋近距离房柱式采空区之上综采围岩结构稳定性研究 D.西安:西安科技大学,2020.6谭晓鹏.房柱式采空区残留煤柱对下煤层开采矿压显现规律影响研究 D.西安:西安科技大学,2018.7董宇,谢文兵,荆升国,等.近距离煤层采空区下回采巷道高强稳定型支护技术 J.煤炭科学技术,2013,41(2):19-23.8林健,范明建,司林坡,等.近距离采空区下松软破碎煤层巷道锚杆锚索支护技术研究 J.煤矿开采,2010,15(4):45-50.9赵杰,陈芳,秦世通,等.刀柱式采空区下方近距离煤层综采工作面围岩应力分布规律 J.煤矿安全,2012,43(6):172-176.10孔令

25、海,王永仁,李少刚.房柱采空区下回采工作面覆岩运动规律研究 J.煤炭科学技术,2015,43(5):26-29.11侯朝炯,勾攀峰.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究 J.岩石力学与工程学报,2000(3):342-345.12陈廷学,晁宁,姚强岭.极近距离煤层采空区下煤巷围岩稳定控制技术研究 J.煤炭技术,2022,41(10):89-93.作者简介刘勇洪(1975-),男,讲师,硕士,毕业于太原理工大学采矿工程专业,研究方向为矿山压力与岩层控制。收稿日期:2022-11-28螺纹钢锚杆准20-M22-2400锚杆托板150 mm150 mm10 mmW 钢带BHW235/280/3-3800-900-5锚索SKP21.6-7/1860-450010#菱形金属网4 350 mm1 100 mm,50 mm50 mm锚索托板300 mm300 mm14 mm4 150275275900900900900能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 4 期Vol.48 No.471

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