极近距离煤层群回采巷道矿压监测与分析

王立兵李 朋姚勇华金 鑫高 峰

(1.内蒙古平庄能源股份有限公司六家煤矿,内蒙古自治区赤峰市,024076; 2.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

极近距离煤层群回采巷道矿压监测与分析

王立兵1李 朋2姚勇华1金 鑫1高 峰1

(1.内蒙古平庄能源股份有限公司六家煤矿,内蒙古自治区赤峰市,024076; 2.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083)

针对六家煤矿极近距离煤层群回采巷道变形严重、支护困难等问题,采用理论分析、现场监测等研究手段,对SIIS16－7工作面运输巷道矿压进行监测与分析。研究表明:巷道两帮及顶底板围岩松软,受到采动影响围岩破碎严重,支承压力升高,巷道支护困难;现场实测巷道两帮最大移近量0.56 m,顶底板最大移近量0.42 m,故现有支护存在不足,需对原有的梯形架棚进行二次补强支护。

极近距离煤层群 回采巷道 矿压显现 采动影响 围岩变形

影响极近距离煤层群矿压显现的主要因素包括上煤层开采造成原岩应力的重新分布,上煤层遗留的区段保护煤柱造成的应力集中以及本煤层邻近工作面动压的影响。吴爱民分析了近距离煤层开采时对上覆岩层的影响;史元伟等运用数值模拟研究了近距离煤层上下煤层开采过程中的相互影响,以及上煤层遗留煤柱对底板破坏情况与应力传播规律;张百胜探讨了煤层层间对相互间开采的影响程度。本文针对六家煤矿极近距离煤层群开采运输巷道围岩较软、变形严重、难以支护等特点,对巷道变形与矿压显现规律进行研究,以便为回采巷道的合理支护提供设计依据。

1 工程概况

六家煤矿井田范围内可采煤层多且煤层间距近,可采煤层为5、6－2～6－9煤层,各煤层间距0.4～3 m,属极近距离煤层群联合开采,煤层间相互影响作用明显。南二采区6－3～6－6煤层均已采空,现主采南二采区6－7煤层,煤层厚度4.5～5.2 m。6－7煤层上方2～3 m处为6－6煤层采空区,6－7煤层S1段已回采完毕。下煤层及围岩多次受到上煤层开采的影响,且上煤层遗留有3.5～5 m小煤柱,使得下煤层围岩体的稳定性降低、围岩裂隙发育、应力升高,且矿区内断层较为发育,局部地段受到岩浆岩侵入的影响,煤层开采环境复杂多变。SIIS16－7工作面空间位置关系,见图1。

图1 SIIS16－7工作面空间位置关系

2 下煤层回采巷道矿压显现分析

2.1 巷道围岩性质

在巷道掘进影响阶段,巷道围岩出现应力集中,形成塑性区。围岩强度越小,其所能承受的载荷就越小,变形越大,巷道矿压显现严重。采用YTJ20型岩层探测记录仪对SIIS16－7工作面运输巷道煤柱帮不同深度的围岩破坏状况进行窥视,分析围岩岩性、结构、裂隙扩展,方向及在煤层群开采环境下受采动影响时巷道的变形状况。窥视钻孔孔深3 m,直径32 mm,窥视结果表明巷道煤柱帮主要由煤及少量泥岩组成,其强度低,不足以承受采动超前支承压力的影响,巷道围岩变形破碎严重,深部煤岩有明显离层、裂纹、岩层错动等现象发生。因此,巷道在采动超前支承压力影响下,围岩强度进一步下降,其变形加大。

2.2 上煤层采动影响

上煤层开采将引起回采空间围岩应力重新分布,不仅会在回采空间周围煤柱上造成应力集中,还会向近距离下煤层深部传递,在下煤层煤岩体一定范围内重新分布应力,影响下煤层巷道布置和维护,护巷煤柱影响范围如图2所示。SIIS16－7工作面运输巷道位于6－7煤层,处于6－6上煤层的采空区正下方,两者垂直距离为0.73～2.8 m。煤层群布巷方式为重叠式布置,SIIS16－7工作面运输巷道处于上煤层采空区下方,且上煤层在开采过程中遗留5 m护巷煤柱。护巷煤柱的存在会形成应力集中,向下煤层深部传递。取护巷煤柱影响角35°,根据护巷煤柱底板应力影响范围可知,SIIS16－7工作面运输巷道处于底板岩层应力增高区和应力降低区分界处。考虑到煤层倾角,护巷煤柱影响范围内的应力增高区下移,巷道处于应力降低区。工作面推进过程中,垂直应力在高度集中后卸压,在铅垂方向产生压缩和膨胀;伴生出水平方向上的压缩和膨胀,表现出巷道冒顶、底鼓、难以支护。

图2 护巷煤柱影响范围

2.3 支护方式

合理的支护方式对巷道矿压显现起很大作用,能够经受围岩应力的多次变化,巷道矿压显现减弱。较高的支护强度,限制煤体塑性区的发展,使巷道围岩从二向应力状态转变为三向应力状态,提高围岩强度,改善围岩应力条件和赋存环境。SIIS16－7工作面运输巷道围岩强度整体较弱,且受上层煤遗留煤柱和邻近工作面动压影响,围岩变形量大,支护困难。该工作面运输巷道现采用梯形架棚被动支护,棚距为0.8 m。

3 监测方案

SIIS16－7工作面运输巷道变形较大,现场破坏严重,故对运输巷道进行监测,监测内容包括巷道表面位移观测和深基点位移观测两个方面,表面位移和深基点测点布置在同一测站位置,水平相距1 m。监测方案如图3所示。

图3 监测方案布置图

4 监测结果分析

4.1 巷道表面位移观测

巷道表面位移观测采用十字交叉法测量巷道顶底板及两帮的相对移近量。在SIIS16－7工作面运输巷道设置5个测站,如图3中的1＃、2＃、3＃、4＃和5＃测站,每个测站的顶、底板和两帮的中部各布置1个测点。根据监测数据,绘制出运输巷道各测点表面位移曲线,见图4。由图4可知,巷道两帮和顶底板移近量随时间呈增加趋势;在观测结束时,距工作面最近的1＃测点受回采巷道的超前支承压力影响最大,两帮最大相对位移0.56 m (移近速率最大为85 mm/d),顶底板最大相对位移量0.42 m(移近速率最大为75 mm/d)。

图4 巷道两帮及顶底板位移时间曲线

4.2 巷道深基点位移观测

巷道深基点位移观测采用四基点数显深基点位移计,监测记录顶板和煤柱帮各位置岩层位移情况。根据煤帮变形破坏剧烈程度预计,采用两种监测方式:煤帮监测采用三基点式测定围岩移动,分为0～1 m、1～2.5 m和2.5～4 m 3个监测范围,如图3中的0＃、2＃、4＃测站;顶板监测采用两基点式测定围岩移动,分为0～1.5 m和1.5～3 m两个监测范围,如图3中的1＃、3＃、5＃测站。共布设6个测站,根据监测结果,绘制出深基点位移曲线,见图5。由图5可知:

(1)巷道围岩变形主要发生在0～2.5 m中浅部,2.5～4.0 m的深部变形较小。位移量从浅部到深部依次减小,说明巷道表面围岩在受到单向应力条件下围岩承载力较小,现场二次补强可采用锚杆或锚索支护,改变巷道表面围岩的受力状态,提高围岩承载力。

(2)各测点位移量在前期变化较平缓,后期发生突增,且各测点总位移量随监测时间延长逐渐增加,位移变化速度越来越大,最终稳定值均比较大,说明煤柱变形严重。

(3)观测期间,前期工作面距测点较远,煤柱窄但整体强度较高,使得各范围内的位移变化小;后期随着工作面推进,超前支承压力峰值前移,煤柱帮所受超前支承压力增大,同时架棚因煤柱被动压力作用,受到偏心载荷、集中载荷影响,受力状况复杂,导致架棚结构稳定性较差,煤体内出现裂隙扩展,表面强度降低,进而被压碎,使得各测点最终位移量较大。

5 支护方法

5.1 支护方案

由于SIIS16－7工作面运输巷道原采用金属梯形棚支护,存在支护能力不足、围岩变形大等缺点。通过分析拟在原有支护的基础上采用锚杆(索)联合支护方案,其中顶板采用ø20 mm× 2000 mm的螺纹钢锚杆,间排距600 mm× 800 mm,每排布置3根锚杆,锚固形式为全锚;帮部采用ø15.24 mm×4200 mm锚索,每排布置2根,间排距1200 mm×800 mm,改进后的梯形锚杆(索)联合支护断面参数见图6。

5.2 支护效果

SIIS16－7工作面运输巷道采用梯形锚杆(索)联合支护方案,相对于原始支护方案,巷道整体支护效果较好,顶板最大下沉量为42.32 mm,最大底鼓量为33.42 mm,顶底板最大移近量为75.74 mm。

图5 深基点位移时间曲线

图6 梯形锚杆(索)联合支护断面图

6 结论

(1)钻孔窥视表明,SIIS16－7工作面运输巷道煤柱帮主要由煤及少量泥岩组成,受二次采动超前支承压力的影响,巷道围岩裂隙发育,破碎严重,表面位移较大,内部围岩有明显离层、裂纹、岩层错动等现象发生。

(2)表面位移与深基点位移表明,随着工作面推进,超前支承压力峰值前移,巷道煤柱帮受多次卸压升压扰动,变形严重。

(3)SIIS16－7工作面运输巷道原采用金属梯形棚支护,存在支护能力不足,需采用锚杆、锚索对原支护方案进行二次补强支护,改善巷道围岩的应力状态,提高围岩的承载能力。

(4)SIIS16－7工作面运输巷道采用梯形锚杆(索)联合支护方案后,相对于原始支护方案,巷道整体支护效果较好,围岩变形小。

[1] 张百胜.极近距离煤层开采围岩控制理论及技术研究[D].太原理工大学,2008

[2] 张百胜,杨双锁,康立勋等.极近距离煤层回采巷道合理位置确定方法探讨[J].岩石力学与工程学报,2008(1)

[3] 方新秋,郭敏江,吕志强.近距离煤层群回采巷道失稳机制及其防治[J].岩石力学与工程学报, 2009(10)

[4] 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(2)

[5] 李荣坤.采空区下回采巷道布置与矿压显现规律分析[J].煤炭工程,2011(8)

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(责任编辑 张毅玲)

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,工程师,现任内蒙古平庄能源股份有限公司六家煤矿副总工程师,主要从事煤矿开采技术研究工作。