王立兵李 朋姚勇華金 鑫高 峰
(1.內(nèi)蒙古平莊能源股份有限公司六家煤礦,內(nèi)蒙古自治區(qū)赤峰市,024076; 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)
極近距離煤層群回采巷道礦壓監(jiān)測與分析
王立兵1李 朋2姚勇華1金 鑫1高 峰1
(1.內(nèi)蒙古平莊能源股份有限公司六家煤礦,內(nèi)蒙古自治區(qū)赤峰市,024076; 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)
針對六家煤礦極近距離煤層群回采巷道變形嚴(yán)重、支護(hù)困難等問題,采用理論分析、現(xiàn)場監(jiān)測等研究手段,對SIIS16-7工作面運輸巷道礦壓進(jìn)行監(jiān)測與分析。研究表明:巷道兩幫及頂?shù)装鍑鷰r松軟,受到采動影響圍巖破碎嚴(yán)重,支承壓力升高,巷道支護(hù)困難;現(xiàn)場實測巷道兩幫最大移近量0.56 m,頂?shù)装遄畲笠平?.42 m,故現(xiàn)有支護(hù)存在不足,需對原有的梯形架棚進(jìn)行二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。
極近距離煤層群 回采巷道 礦壓顯現(xiàn) 采動影響 圍巖變形
影響極近距離煤層群礦壓顯現(xiàn)的主要因素包括上煤層開采造成原巖應(yīng)力的重新分布,上煤層遺留的區(qū)段保護(hù)煤柱造成的應(yīng)力集中以及本煤層鄰近工作面動壓的影響。吳愛民分析了近距離煤層開采時對上覆巖層的影響;史元偉等運用數(shù)值模擬研究了近距離煤層上下煤層開采過程中的相互影響,以及上煤層遺留煤柱對底板破壞情況與應(yīng)力傳播規(guī)律;張百勝探討了煤層層間對相互間開采的影響程度。本文針對六家煤礦極近距離煤層群開采運輸巷道圍巖較軟、變形嚴(yán)重、難以支護(hù)等特點,對巷道變形與礦壓顯現(xiàn)規(guī)律進(jìn)行研究,以便為回采巷道的合理支護(hù)提供設(shè)計依據(jù)。
六家煤礦井田范圍內(nèi)可采煤層多且煤層間距近,可采煤層為5、6-2~6-9煤層,各煤層間距0.4~3 m,屬極近距離煤層群聯(lián)合開采,煤層間相互影響作用明顯。南二采區(qū)6-3~6-6煤層均已采空,現(xiàn)主采南二采區(qū)6-7煤層,煤層厚度4.5~5.2 m。6-7煤層上方2~3 m處為6-6煤層采空區(qū),6-7煤層S1段已回采完畢。下煤層及圍巖多次受到上煤層開采的影響,且上煤層遺留有3.5~5 m小煤柱,使得下煤層圍巖體的穩(wěn)定性降低、圍巖裂隙發(fā)育、應(yīng)力升高,且礦區(qū)內(nèi)斷層較為發(fā)育,局部地段受到巖漿巖侵入的影響,煤層開采環(huán)境復(fù)雜多變。SIIS16-7工作面空間位置關(guān)系,見圖1。

圖1 SIIS16-7工作面空間位置關(guān)系
2.1 巷道圍巖性質(zhì)
在巷道掘進(jìn)影響階段,巷道圍巖出現(xiàn)應(yīng)力集中,形成塑性區(qū)。圍巖強(qiáng)度越小,其所能承受的載荷就越小,變形越大,巷道礦壓顯現(xiàn)嚴(yán)重。采用YTJ20型巖層探測記錄儀對SIIS16-7工作面運輸巷道煤柱幫不同深度的圍巖破壞狀況進(jìn)行窺視,分析圍巖巖性、結(jié)構(gòu)、裂隙擴(kuò)展,方向及在煤層群開采環(huán)境下受采動影響時巷道的變形狀況。窺視鉆孔孔深3 m,直徑32 mm,窺視結(jié)果表明巷道煤柱幫主要由煤及少量泥巖組成,其強(qiáng)度低,不足以承受采動超前支承壓力的影響,巷道圍巖變形破碎嚴(yán)重,深部煤巖有明顯離層、裂紋、巖層錯動等現(xiàn)象發(fā)生。因此,巷道在采動超前支承壓力影響下,圍巖強(qiáng)度進(jìn)一步下降,其變形加大。
2.2 上煤層采動影響
上煤層開采將引起回采空間圍巖應(yīng)力重新分布,不僅會在回采空間周圍煤柱上造成應(yīng)力集中,還會向近距離下煤層深部傳遞,在下煤層煤巖體一定范圍內(nèi)重新分布應(yīng)力,影響下煤層巷道布置和維護(hù),護(hù)巷煤柱影響范圍如圖2所示。SIIS16-7工作面運輸巷道位于6-7煤層,處于6-6上煤層的采空區(qū)正下方,兩者垂直距離為0.73~2.8 m。煤層群布巷方式為重疊式布置,SIIS16-7工作面運輸巷道處于上煤層采空區(qū)下方,且上煤層在開采過程中遺留5 m護(hù)巷煤柱。護(hù)巷煤柱的存在會形成應(yīng)力集中,向下煤層深部傳遞。取護(hù)巷煤柱影響角35°,根據(jù)護(hù)巷煤柱底板應(yīng)力影響范圍可知,SIIS16-7工作面運輸巷道處于底板巖層應(yīng)力增高區(qū)和應(yīng)力降低區(qū)分界處。考慮到煤層傾角,護(hù)巷煤柱影響范圍內(nèi)的應(yīng)力增高區(qū)下移,巷道處于應(yīng)力降低區(qū)。工作面推進(jìn)過程中,垂直應(yīng)力在高度集中后卸壓,在鉛垂方向產(chǎn)生壓縮和膨脹;伴生出水平方向上的壓縮和膨脹,表現(xiàn)出巷道冒頂、底鼓、難以支護(hù)。

圖2 護(hù)巷煤柱影響范圍
2.3 支護(hù)方式
合理的支護(hù)方式對巷道礦壓顯現(xiàn)起很大作用,能夠經(jīng)受圍巖應(yīng)力的多次變化,巷道礦壓顯現(xiàn)減弱。較高的支護(hù)強(qiáng)度,限制煤體塑性區(qū)的發(fā)展,使巷道圍巖從二向應(yīng)力狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)槿驊?yīng)力狀態(tài),提高圍巖強(qiáng)度,改善圍巖應(yīng)力條件和賦存環(huán)境。SIIS16-7工作面運輸巷道圍巖強(qiáng)度整體較弱,且受上層煤遺留煤柱和鄰近工作面動壓影響,圍巖變形量大,支護(hù)困難。該工作面運輸巷道現(xiàn)采用梯形架棚被動支護(hù),棚距為0.8 m。
SIIS16-7工作面運輸巷道變形較大,現(xiàn)場破壞嚴(yán)重,故對運輸巷道進(jìn)行監(jiān)測,監(jiān)測內(nèi)容包括巷道表面位移觀測和深基點位移觀測兩個方面,表面位移和深基點測點布置在同一測站位置,水平相距1 m。監(jiān)測方案如圖3所示。

圖3 監(jiān)測方案布置圖
4.1 巷道表面位移觀測
巷道表面位移觀測采用十字交叉法測量巷道頂?shù)装寮皟蓭偷南鄬σ平俊T赟IIS16-7工作面運輸巷道設(shè)置5個測站,如圖3中的1#、2#、3#、4#和5#測站,每個測站的頂、底板和兩幫的中部各布置1個測點。根據(jù)監(jiān)測數(shù)據(jù),繪制出運輸巷道各測點表面位移曲線,見圖4。由圖4可知,巷道兩幫和頂?shù)装逡平侩S時間呈增加趨勢;在觀測結(jié)束時,距工作面最近的1#測點受回采巷道的超前支承壓力影響最大,兩幫最大相對位移0.56 m (移近速率最大為85 mm/d),頂?shù)装遄畲笙鄬ξ灰屏?.42 m(移近速率最大為75 mm/d)。

圖4 巷道兩幫及頂?shù)装逦灰茣r間曲線
4.2 巷道深基點位移觀測
巷道深基點位移觀測采用四基點數(shù)顯深基點位移計,監(jiān)測記錄頂板和煤柱幫各位置巖層位移情況。根據(jù)煤幫變形破壞劇烈程度預(yù)計,采用兩種監(jiān)測方式:煤幫監(jiān)測采用三基點式測定圍巖移動,分為0~1 m、1~2.5 m和2.5~4 m 3個監(jiān)測范圍,如圖3中的0#、2#、4#測站;頂板監(jiān)測采用兩基點式測定圍巖移動,分為0~1.5 m和1.5~3 m兩個監(jiān)測范圍,如圖3中的1#、3#、5#測站。共布設(shè)6個測站,根據(jù)監(jiān)測結(jié)果,繪制出深基點位移曲線,見圖5。由圖5可知:
(1)巷道圍巖變形主要發(fā)生在0~2.5 m中淺部,2.5~4.0 m的深部變形較小。位移量從淺部到深部依次減小,說明巷道表面圍巖在受到單向應(yīng)力條件下圍巖承載力較小,現(xiàn)場二次補(bǔ)強(qiáng)可采用錨桿或錨索支護(hù),改變巷道表面圍巖的受力狀態(tài),提高圍巖承載力。
(2)各測點位移量在前期變化較平緩,后期發(fā)生突增,且各測點總位移量隨監(jiān)測時間延長逐漸增加,位移變化速度越來越大,最終穩(wěn)定值均比較大,說明煤柱變形嚴(yán)重。
(3)觀測期間,前期工作面距測點較遠(yuǎn),煤柱窄但整體強(qiáng)度較高,使得各范圍內(nèi)的位移變化小;后期隨著工作面推進(jìn),超前支承壓力峰值前移,煤柱幫所受超前支承壓力增大,同時架棚因煤柱被動壓力作用,受到偏心載荷、集中載荷影響,受力狀況復(fù)雜,導(dǎo)致架棚結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性較差,煤體內(nèi)出現(xiàn)裂隙擴(kuò)展,表面強(qiáng)度降低,進(jìn)而被壓碎,使得各測點最終位移量較大。
5.1 支護(hù)方案
由于SIIS16-7工作面運輸巷道原采用金屬梯形棚支護(hù),存在支護(hù)能力不足、圍巖變形大等缺點。通過分析擬在原有支護(hù)的基礎(chǔ)上采用錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)方案,其中頂板采用?20 mm× 2000 mm的螺紋鋼錨桿,間排距600 mm× 800 mm,每排布置3根錨桿,錨固形式為全錨;幫部采用?15.24 mm×4200 mm錨索,每排布置2根,間排距1200 mm×800 mm,改進(jìn)后的梯形錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)斷面參數(shù)見圖6。
5.2 支護(hù)效果
SIIS16-7工作面運輸巷道采用梯形錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)方案,相對于原始支護(hù)方案,巷道整體支護(hù)效果較好,頂板最大下沉量為42.32 mm,最大底鼓量為33.42 mm,頂?shù)装遄畲笠平繛?5.74 mm。

圖5 深基點位移時間曲線

圖6 梯形錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)斷面圖
(1)鉆孔窺視表明,SIIS16-7工作面運輸巷道煤柱幫主要由煤及少量泥巖組成,受二次采動超前支承壓力的影響,巷道圍巖裂隙發(fā)育,破碎嚴(yán)重,表面位移較大,內(nèi)部圍巖有明顯離層、裂紋、巖層錯動等現(xiàn)象發(fā)生。
(2)表面位移與深基點位移表明,隨著工作面推進(jìn),超前支承壓力峰值前移,巷道煤柱幫受多次卸壓升壓擾動,變形嚴(yán)重。
(3)SIIS16-7工作面運輸巷道原采用金屬梯形棚支護(hù),存在支護(hù)能力不足,需采用錨桿、錨索對原支護(hù)方案進(jìn)行二次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),改善巷道圍巖的應(yīng)力狀態(tài),提高圍巖的承載能力。
(4)SIIS16-7工作面運輸巷道采用梯形錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)方案后,相對于原始支護(hù)方案,巷道整體支護(hù)效果較好,圍巖變形小。
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(責(zé)任編輯 張毅玲)
Monitoring and analysis on rock pressure of mining roadway in extremely short-distance coal seams
Wang Libing1,Li Peng2,Yao Yonghua1,Jin Xin1,Gao Feng1
(1.Liujia Coal Mine,Inner Mongolia Pingzhuang Energy Co.,Ltd.,Chifeng,Inner Mongolia 024076,China; 2.Faculty of Resources&Safety Engineering,China University of Mining&Technology, Beijing,Haidian,Beijing 100083,China)
Aimed at the serious deformation and hard supporting of mining roadway in extremely short-distance coal seams of Liujia Coal Mine,the theoretical analysis and field monitoring were adopted to analyse the rock pressure in the haulage way of SIIS16-7 working face.The research results showed that the surrounding rocks of roadway's sides and roof and floor were soft,which had been broken seriously influenced by mining,the support pressure rose so that the roadway support was very difficult.According to the field measurement,the largest amount of deformation between roadway's sides was 0.56 m,and the largest amount of deformation between roof and floor was 0.42 m,so the existing support measures had shortcomings,the original trapezoidal frame sheds should be reinforced once more.
extremely short-distance coal seams,mining roadway,strata behaviors,mining influence,surrounding rock deformation
TD322
A
王立兵(1974-),男,工程師,現(xiàn)任內(nèi)蒙古平莊能源股份有限公司六家煤礦副總工程師,主要從事煤礦開采技術(shù)研究工作。