近距离煤层采空区下回采巷道围岩控制技术研究与应用
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2018年第6()第147(极近距离煤层采空区下开采技术研究张铁刚(西山煤电西曲矿,山西古交030200)摘要本文针对极近距离煤层群采空区下煤层开采的难题,阐述了极近距离煤层研究现状,对其特 点提出了采用应力改变率选取下煤层开采回采巷道合理位置的方法,并确定了不同条件下巷道的合 理断面形状及合理支护方式。
根据西曲矿的具体条件,建立了数值模拟模型,确定了合理的巷道位置 为内错6+布置以及合理的巷道断面形状、支护方式。
关键词极近距离煤层;采空区;巷道位置;应力改率中图分类号:TD823.21+1文献标志码:A文章编号:1009-0797( 2018 )06-0027-03Research on mining technology under goaf of ultra-close multiple seamsZhang Tiegang(Xishan coal electricity West Qu Yuan,Shanxi Gujiao030200)Abstract: Aiming at the mining problem of ultra-close multiple seams under goaf,the research status of ultra-close multiple seams is elaborated.The method of selecting the reasonable position of the coal mining roadway is put forward by the rates of stress variation.This paper puts forward the reasonable section shape and reasonable support mode of roadway under different conditions.According to the specific conditions of Xiqu mine,numerical simulation model is set up and the reasonable roadway position is6m.The reasonable section shape and support method of roadway are determined.Key words:ultra-close multiple seams;goaf;t he position of roadway;the rates of stress variation1引言我国煤炭资源十分丰富,且煤层的具体地质赋存 条件具有明显的差异。
收稿日期:2021 02 23作者简介:曹高生(1975-),男,山西长治人,工程师,从事生产技术工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2021.08.030温庄煤业15106回风巷沿空掘巷围岩控制技术研究与应用曹高生(山西潞安温庄煤业有限责任公司,山西长治㊀046307)摘㊀要:为保障15106回风巷沿空掘巷期间围岩的稳定,采用UDEC 数值模拟软件进行煤柱合理宽度的分析,根据数值模拟结果,确定煤柱宽度为6m㊂基于6m 煤柱下煤柱应力及裂隙发育特征,结合巷道的地质条件对沿空掘巷期间的锚网索支护方案进行设计,并在支护方案实施后进行围岩变形量的监测分析㊂结果表明:15106回风巷在6m 煤柱和现有支护方案下,围岩变形量较小,满足回采巷道使用要求㊂关键词:回采巷道;沿空掘巷;煤柱宽度;围岩变形量中图分类号:TD353㊀㊀㊀文献标识码:B㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2021)08 0091 031㊀工程概况山西潞安温庄煤业有限责任公司15106工作面位于回风下山东南,西面紧邻15100工作面采空区,工作面开采15号煤层,煤层厚3.08~4.91m,平均厚4.45m,煤层顶板岩层为泥岩和细砂岩,底板岩层为含铝泥岩和泥岩㊂15106回风巷沿工作面走向呈南北布置,巷道设计沿煤层底板掘进,见图1㊂为了优化采区巷道布置,提高采出率,15106回风巷留小煤柱,为确定合理的煤柱宽度及沿空掘巷围岩支护方案,特进行沿空掘巷围岩控制技术的研究㊂图1㊀15106回风巷位置示意2㊀煤柱合理宽度分析2.1㊀合理煤柱留设原则根据采区的巷道布置形式可知,在进行区段煤柱的宽度设计时,需要满足的条件主要有以下几个方面:①在沿空掘巷条件下,区段煤柱要保证有一定的承载性;②在本工作面采动扰动下,充分发挥锚杆支护和围岩自承的能力,围岩变形量在允许的范围内,区段煤柱具有较高的稳定性;③与采空区进行隔离,防风隔矸隔水;④区段煤柱在设计时,将塑性区分为靠近采空区侧的塑性区和巷道掘进时产生的塑性区,不考虑本工作面采动影响下内部的塑性区拓展,只需保证本工作面采动影响下具有较高的稳定性即可[1-3]㊂2.2㊀合理煤柱宽度模拟分析由于矿井地质资料有限,采用理论分析的方式进行煤柱宽度分析时,会存在着较大的误差,现为有效确定合理的煤柱宽度,根据15106工作面的地质条件,采用UDEC 数值模拟软件进行煤柱合理宽度的模拟分析㊂建立模型长200m㊁宽33.4m㊂模型左右边界及底部固定,在顶部施加6MPa 大小的垂直应力,设置模型中,巷道平均埋深为250m,侧压系数取1.0[4],断面设计尺寸为高3.6m㊁宽4.7m,模型中各岩层力学参数见表1㊂表1㊀模型物理力学参数岩性密度/(kg㊃m -3)弹性模量/GPa法向强度/(GPa㊃m -1)切向强度/(GPa㊃m -1)内聚力/MPa内摩擦角/(ʎ)抗拉强度/MPa15号煤14002.611244.8 1.25350.64泥岩25105.4228912.16360.7514号煤14002.711345.1 1.2190.59粉砂岩25509.7351.21407.133 2.5石灰岩280010.4464.4185.711.4386.719㊀㊀为确保数值模拟结果的可靠性,数值模拟时先进行15100工作面的回采作业㊂15100工作面回采完毕后,分别设置3m㊁5m㊁8m及15m四种煤柱宽度分别进行15106回风巷道的掘进作业,根据数值模拟结果分别分析不同煤柱宽度下围岩垂直应力㊁煤柱裂隙分布和煤柱变形破坏情况,具体分析情况如下:1)㊀垂直应力:不同煤柱宽度下围岩垂直应力分布云图见图2㊂图2㊀不同煤柱宽度下垂直应力分布云图分析图2可知,煤柱内垂直应力随煤柱宽度的增大而逐渐增大,煤柱宽度为3m时,应力峰值为3.5MPa(原岩应力6.25MPa),此时煤柱整体处于塑性状态;煤柱宽度为5m时,煤柱内应力峰值为12MPa,此时煤柱具有一定承载能力,但煤柱整体呈塑性承载;当煤柱为8m时,煤柱内应力呈单峰曲线,峰值应力约为20MPa,高于原岩应力,其峰值出现在巷道6.2m处;区段煤柱为15m时,煤柱内应力呈单峰曲线峰值为25MPa,其峰值出现在巷道6m处㊂2)㊀煤柱裂隙分布:不同煤柱宽度下煤柱裂隙分布形式见图3㊂图3㊀不同煤柱宽度下掘巷期间煤柱内裂隙分布分析图3可知,随着煤柱宽度不断增加,煤柱内裂隙闭合区范围越来越大㊂煤柱为3m时,煤柱整体处于塑性破坏裂隙区,失去了承载能力;区段煤柱为5m时,煤柱内裂隙开始出现不贯通区域(即裂隙闭合区),其范围大约为1m;区段煤柱为8m时,煤柱内裂隙闭合区长度约为2.9m;区段煤柱为15m时,煤柱内裂隙闭合区长度约为5.1m㊂3)㊀煤柱变形:根据数值模拟结果,得出15106回风巷掘进过程得出不同煤柱宽度下煤柱破坏变形情况,具体结果见图4㊂图4㊀不同煤柱宽度下掘巷期间煤柱破坏变形曲线分析图4可知,随着煤柱宽度不断增加,煤柱变形量呈现一个先减小后增大的变化过程㊂区段煤柱为3m时,煤柱整体破坏较为严重,临近巷道帮最大变形量超过600mm,采空区侧煤柱最大变形量约为400mm;区段煤柱为5m时,临近巷道帮变形量约为190mm,采空区侧煤柱变形量约为230mm;区段煤柱为8m时,临近巷道帮变形量约为200mm,采空区侧煤柱变形量约为500mm;区段煤柱为15m 时,临近巷道帮变形量约为260mm,采空区侧煤柱变形量约为580mm㊂2.3㊀煤柱宽度分析基于上述分析可知,当煤柱宽度为3m时,煤柱整体发生塑性破坏整体变形较大失去其承载能力,在煤柱宽度从8m增加到15m的过程中,煤柱内的垂直应力呈现单峰曲线,应力峰值远大于原岩应力,其峰值出现位置向15106回风巷方向移近,此时煤柱整体破坏变形较大㊂当煤柱宽度为5m时,煤柱内应力值高于原岩应力,煤柱具有一定的承载能力,煤柱内开始出现裂隙闭合区,煤柱较为完整,破坏变形相对较小㊂通过模拟回采期间不同超前距离条件下5m煤柱的承载特性,验证了5m煤柱的合理性㊂考虑到回采过程中受超前支承压力影响,煤体内裂隙闭合区长度的问题,同时巷道掘进过程中的施工问题,为增大掘进及回采过程中巷道的安全系数[5-6],最终确定护巷煤柱宽度为6m㊂292021年8月㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀曹高生:温庄煤业15106回风巷沿空掘巷围岩控制技术研究与应用㊀㊀㊀㊀㊀㊀第30卷第8期3㊀围岩控制技术3.1㊀支护方案根据15106回风巷的地质条件,结合6m煤柱下的变形特征,设计巷道采用锚网索支护方案,具体支护参数如下:1)㊀顶板支护:顶锚杆使用MSGLW-33522/ 2400螺纹高强锚杆,间排距为850mmˑ1000mm,顶部锚杆垂直于巷道顶板(其中顶角锚杆外偏15ʎ)打设;锚杆预紧扭矩为300N㊃m;顶锚索使用D18.9mmˑ6300mm的矿用锚索,锚索沿巷道顶板呈2-1-2布置㊂1根锚索时,在巷道中部打设;2根锚索时,沿巷道顶板中心线平均布置,间距为1700mm,排距为1000mm,锚索预紧力为150kN,采用10号镀锌经纬网护顶,4700mmˑ1100mm (长ˑ宽),用16号铅丝联接,双丝双扣,搭接长度不低于100mm㊂2)㊀两帮支护:采用MSGLW-33522/2000螺纹高强锚杆,间排距为800mmˑ1000mm,帮部锚杆垂直于帮部墙体(其中帮角锚杆外偏15ʎ)打设;采用高强度拱形托盘,尺寸为150mmˑ150mmˑ10mm,采用10号镀锌经纬网护顶,3600mmˑ1100mm(长ˑ宽),用16号铅丝联接,双丝双扣,搭接长度不低于100mm,锚杆间采用钢筋托梁联结,托梁采用D14mm的圆钢焊接而成,规格为:D14-3400ˑ80-5-800mm㊂15106回风巷锚杆支护断面见图5㊂图5㊀15106回风巷支护布置示意(mm) 3.2㊀效果分析15106运输巷在沿空掘巷期间,在滞后掘进迎头10m的位置处布置巷道表面位移监测点,每2d 测量1次,持续观测60d,根据监测结果可绘制出围岩变形量曲线见图6㊂图6㊀掘巷期间围岩变形曲线分析图6可知,掘巷期间围岩变形量主要集中在巷道掘出后0~20d范围内,巷道掘出30d后,巷道顶底板及两帮移近量基本达到稳定状态,顶底板及两帮最大移近量分别为91mm和150mm㊂4㊀结㊀语根据15106回风巷地质条件,通过数值模拟软件得出合理煤柱宽度为6m,结合6m煤柱下煤柱变形特征,具体设计沿空掘巷期间围岩支护方案,根据掘巷期间围岩变形数据可知,沿空掘巷期间围岩变形量小,保障了围岩的稳定㊂参考文献:[1]㊀程利兴,康红普,姜鹏飞,等.深井沿空掘巷围岩变形破坏特征及控制技术研究[J].采矿与安全工程学报,2021,38(2):227-236.[2]㊀孟德健,秦广鹏,蒙江波,等.白芨沟煤矿区段煤柱内沿空掘巷窄煤柱留设尺寸研究[J].中国矿业,2021,30(2):183-188,218.[3]㊀闫大鹤.厚煤层沿空掘巷工作面煤柱留设研究[J].山西焦煤科技,2021,45(1):47-50.[4]㊀孙㊀浩.朔南矿区厚煤层孤岛工作面合理留设小煤柱的试验研究[J].山西煤炭,2020,40(4):20-26. [5]㊀疏义国,杨张杰,翟恩发,等.裂隙发育特厚煤层综放沿空掘巷大变形成因及关键控制技术[J].煤炭技术,2020,39(12):8-11.[6]㊀张福敏.特厚煤层工作面沿空掘巷锚索网支护参数设计[J].煤炭工程,2020,52(S1):43-47.[责任编辑:路㊀方]392021年8月㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀曹高生:温庄煤业15106回风巷沿空掘巷围岩控制技术研究与应用㊀㊀㊀㊀㊀㊀第30卷第8期。
煤矿开采巷道布置与采煤工艺技术的应用摘要:出于保证煤矿开采人员的安全,不仅要选择合适的采煤技术,而且要综合考虑每个环节要素因素。
也只有通过科学的煤矿巷道布置及采煤技术,才会实现我国煤矿整体开采效率的进一步提高,还能在降低采矿工作量的基础上改善工作强度,保障煤矿开采工作的安全性。
关键词:煤矿开采;巷道布置;采煤技术;措施分析1巷道布置技术分析1.1近距离煤层其主要指的是间隔相对较小的两个煤层,在开采上层煤炭是会对下层煤炭造成压力,一方面会为开采下层煤矿的工作带来安全隐患,另一方面上层煤矿会提高发生顶板冒落问题的概率。
对此,在布置巷道时应选择重叠式布置,关键点是上层与下层煤矿二者间的回采巷道平面,不仅确保顶板布置长度一样,并且需要重叠布置,由此最大限度降低煤矿损失量。
与此同时,出于避免发生不必要的安全事故,在进行巷道布置时应以开采长度与深度为依据进行施工,一般情况下200m为上层煤矿标高,350m为下层煤矿。
现阶段,一些施工单位在布置近距离煤矿巷道时,将采区划分为4大煤层,由此实现煤矿开采效率的提高,从而增加相关企业的经济利润。
布置此类煤矿巷道具有十分复杂的施工流程,并且工作安全性也难以得到保障。
1.2高瓦斯煤层针对高瓦斯煤层开采而言,有关开采人员出于防止受到该煤层瓦斯气体释放而产生的伤害,所以在巷道布置时应切实建立瓦斯抽放系统,即把没有较大瓦斯含量的煤层转换成瓦斯解放层。
关于解放层,重点是将该煤层当做瓦斯抽放巷,从而确保让煤层始终维持在良好状态,并且具有良好的通风性。
当前,在布置高层瓦斯煤层巷道时,最常见的通风方法就是“一进二回”,另外还有部分开采部门会把解放层视为基础,设置风巷并将其当做带式输送机巷。
但需要重视的是,需要在这两个巷道间留有相同的煤柱,这样有助于抽放钻场工作的开展,在煤炭开采期间尽可能控制安全隐患的发生。
1.3多煤层关于布置多煤层巷道,应和多层面因素相结合来进行巷道布置。
由于多煤层具有十分复杂的内部结构,在其上、中以及下部存在较大的稳定性差别,所以应科学合理的布置巷道,针对各个煤层部位与结构进行分析,不同部位采取程度不同的支护,由此维持承受压力的稳定性与均衡性,确保顺利开展后期煤矿开采工作。
近距离煤层群煤柱下巷道锚杆支护技术研究与实践道矿压显现规律的基础上,依托于山西离柳焦煤集团有限公司兑镇煤矿31102工作面运输顺槽实际情况,根据锚杆支护作用的机理,基于高预应力、强力支护理论,强调锚杆预应力及其扩散的决定性作用,进行巷道支护设计,通过矿压监测数据分析与信息反馈表明,采用高预应力、强力锚杆支护系统,能够有效控制巷道围岩,特别是两帮的强烈变形,并取得良好的支护效果。
关键词:巷道支护煤柱下高预应力矿压监测1 近距离煤层群煤柱下巷道矿压显现规律近距下部煤层巷道布置形式决定着工作面在整个回采期间巷道支护的难易程度。
目前近距离煤层群巷道布置根据下部煤层巷道和上覆煤层采空区之间的位置关系,主要有三种方式:内错式、重叠式和外错式。
与普通单一煤层开采相比而言,采取不同的巷道布置方式都不可避免的要受到上覆煤层开采矿山压力的影响,但是不同巷道布置方式都有其自身的特点。
内错式布置方式即为下部煤层回采巷道布置在上部煤层采空区下方的应力降低区内,巷道压力小,易于维护,缺点为煤柱大,资源浪费严重,回采率低;重叠巷道布置方式即为上下煤层回采巷道垂直布置,围岩应力处于内错式和外错式之间。
外错式布置方式是下部煤层回采巷道布置在上部煤层的煤柱下,其优点是下部煤层煤柱尺寸减小,回采率高,煤炭损失量小。
因此本文将探讨如何在近距离煤层群巷道采取外错式这种困难条件下巷道支护的有效手段。
2 工程概况兑镇煤矿位于山西省孝义市兑镇镇,是山西离柳焦煤集团有限公司下属主力矿井,年产120万t/a。
矿井埋深在250m左右,前期没有进行相关地应力测试工作,需要在下一步的工作进行进一步补充。
矿井目前主采三采区,31102工作面两条巷道采用外错法进行布置,工作面位于上部9#煤30902工作面的正下方。
31102工作面运输巷布置在30902和30904工作面残留煤柱正下方,而材料巷布置在30902工作面与一采区边界残留煤柱正下方。
30904工作面和30902工作面间留设大约13m的净煤柱,而30902工作面与相邻采区边界留大约25m净煤柱。
四台矿极近距离煤层采空下开采技术煤矿采空区开采技术是指在煤层采空区域进行矿石开采的一种技术。
由于采煤导致的地表塌陷和矿山安全隐患问题,采空区开采技术应运而生。
其中,四台矿极近距离煤层采空下开采技术是一种常用的方法,通过对矿石层进行综放和支护,有效降低采空区域的地表塌陷和安全隐患。
四台矿极近距离煤层采空下开采技术的基本原理是通过强力支护和综合放顶技术,将采空区的上覆岩层保持相对稳定,在采煤过程中及时支护,防止地表塌陷。
具体操作包括以下几个步骤:首先,在采空区域进行喷射混凝土支护。
喷射混凝土支护是指在矿山地下利用喷射混凝土来对矿石层进行支护,提高矿井的稳定性。
喷射混凝土具有高强度、高硬度和耐久性等特点,能够有效地抵御采煤导致的地表塌陷和护巷支护体的压力。
其次,采用矿山综合放顶技术。
综合放顶技术是指在矿山下方开展矿石开采时,通过合理的道路布置和支护设计,在地表构筑稳定的顶板结构。
这样不仅能够保护地表安全,还能够提高采矿的效率和质量。
再次,在距离煤层较近的位置开展开采作业。
这是四台矿极近距离煤层采空下开采技术的特点之一,通过在距离煤层较近的位置进行开采,能够更有效地保持矿石层的稳定性,并且减少采煤对地表的影响。
最后,及时进行地表监测和支护修复工作。
在采煤过程中,需要不断进行地表和矿山支护体的监测,及时发现问题并进行修复。
这样可以保证采煤过程中地表不会发生塌陷和矿山安全隐患。
通过四台矿极近距离煤层采空下开采技术,可以最大限度地提高采煤的效率和质量,减少对地表的影响,保障矿山的安全。
然而,该技术也存在一些挑战和难点,如对技术人员的要求较高,需要有一定的经验和专业知识来实施和监测。
此外,靠近煤层采矿也增加了矿山的风险和隐患,需要加强安全管理和监测措施。
综上所述,四台矿极近距离煤层采空下开采技术是一种有效的矿山开采方法,能够在一定程度上减少地表塌陷和安全隐患。
然而,在实际应用中,需要综合考虑技术、经济和环境等因素,制定科学合理的开采方案,并加强监测和管理,以确保矿山的安全和可持续发展。
0引言近距离煤层下行式开采中,在上位工作面回采完毕后,会使得回采空间围岩应力重新分布,上位残留区段煤柱会形成应力集中现象,造成下位工作面的顶板结构和应力环境发生变化,从而致使近距离采空区下进行回采工作时回采巷道矿压显现更为剧烈和复杂。
因此解决近距离煤层采空区下回采巷道的支护问题对矿井的安全生产具有重要意义[1,2]。
本文所讨论的马兰矿12509工作面皮带巷的围岩控制问题,属于典型的近距离煤层采空区下回采巷道的围岩控制问题,论文从分析2#煤围岩应力环境与赋存条件的测试出发,根据测试结果与工作面地质条件提出根据巷道顶板与采空区间厚度的变化采用三种支护方案对近距离煤层采空区下12509工作面皮带巷进行围岩控制,并且支护方案的效果通过矿压监测数据得到了验证。
1工程概况马兰矿12509工作面走向长度1318m,倾斜长度为216m,所采2#煤层的均厚为2.92m,直接顶为0.70m的粉砂质泥岩,基本顶为5.67m的S5砂岩,直接底为1m的粉砂岩和0.3m的3#煤,老底为7.85m 的粗砂岩,经过现场探测发现工作面顶板2#煤与02#煤之间的距离在2.5~9.0m之间,巷道沿煤层底板掘进,施工时上覆02#煤已回采完毕,具体12509工作面布置如图1所示。
图112509工作面布置示意图22#煤围岩应力环境与赋存条件分析2.1围岩强度原位测试根据钻孔原位触探测试结果能够看出S5砂岩的强度为54.1~80.1MPa,顶板粉砂质泥岩的强度集中在21.8~33.91MPa;2#煤层完整性较好,平均强度为近距离煤层采空区下回采巷道围岩控制技术研究与应用张步元(西山煤电马兰矿,山西古交030200)摘要:为对近距离煤层采空区下12509工作面皮带巷的围岩控制技术进行研究,在对2#煤进行围岩地质力学测试、可锚性试验分析及锚杆支护理论的基础上,根据巷道顶板与上位采空区间厚度的变化,采用三种支护方式结合对巷道围岩进行控制,并通过矿压监测对支护效果进行分析。
结果表明:在巷道实施三种联合支护方案后,12509工作面皮带巷的表面位移能够满足巷道掘进与回采期间的变形要求,锚杆、锚索的受力状态比较稳定,顶板无离层现象,该支护方案能有效控制巷道围岩变形。
关键词:近距离煤层;采空区下;围岩控制;回采巷道中图分类号:TD353文献标识码:A文章编号:1009-0797(2019)05-0001-03Research and application of the surrounding rock control technologyin the lower stope of coal seamZHANG Buyuan(Xishan Coal and Electricity Malan Mine,Shanxi Gujiao030200)Abstract:In order to study the surrounding rock control technology of the belt roadway under the12509working face in the mined-out area of close coal seam,Based on the geological and mechanical tests of surrounding rock,the anchorage test analysis of no.2coal and the support theory of anchor,and the variation of thickness between the roof of roadway and the upper goaf,the three supporting methods are adopted to control surrounding rock of roadway,the supporting effect was analyzed by monitoring ore pressure.The results show that the surface displacement of the belt roadway on the12509working face can meet the deformation requirements during the roadway tunneling and mining, the stress state of the bolt and the anchor cable is relatively stable,and the roof is free of the dissociation.This support scheme can effectively control the deformation of roadway surrounding rock.Key words:contiguous seams;mining gateway;Goaf;The surrounding rock control;High strength stable typesupport1··21.3MPa,为中硬煤层;顶板砂质泥岩平均强度为28.1~31.5MPa,节理裂隙较为发育,岩层局部破碎。
2.2地应力场原位测试通过井下水压致裂地应力的测量方法对巷道围岩地应力场进行原位测试。
根据测试结果能够得出2#煤巷道围岩的最小水平主应力的范围为3.15~4.95MPa,最大水平主应力范围为5.68~6.41MPa,垂直主应力范围为4.12~4.19MPa,故能够判断出巷道处于低值应力场区。
应力场的类型以σH型、σHV型为主,最大主应力的方向集中在N49.6°~66.7°W之间。
2.3巷道围岩可锚性评价在近距离煤层上覆02#煤层回采动压的影响下,造成02#煤底板一定深度的围岩结构破碎,且出现局部02#煤采空区积水下渗,从而降低了2#煤层巷道顶板围岩锚杆的锚固效果及岩层的承载能力。
根据锚杆支护技术规范[3],现场对2#煤巷道顶板岩层及帮部煤体进行可锚性进行测试,测试结果见表1。
表1近距离煤层采空区下2#煤围岩可锚性试验结果根据可锚性测试结果能够得出以下结论:①锚杆(索)的拉拔力受到锚固长度的影响显著。
在巷道围岩较完整时,顶板使用直径为22mm螺纹钢锚杆进行加长锚固,此时锚杆的最大拉拔力大于126kN,巷帮采用直径为18mm的圆钢锚杆进行锚固时,最大拉拔力大于61kN,能够满足规范对锚杆锚固力的要求[4];②当锚索锚固剂使用K2335+Z2360树脂药卷进行锚固时,巷道顶板锚索的最大拉拔力均大于180kN,在巷道围岩条件发生变化时,会使锚索锚固效果下降,此时应对锚固参数进行及时调整,保证锚索的最大拉拔力满足设计要求。
3巷道支护设计与效果分析3.1巷道支护方案根据2#煤的生产地质条件、地质力学测试结果及巷道围岩的可锚性试验结果能够得出12509工作面皮带巷可选用锚杆、锚索对巷道进行支护,在运用锚杆(索)支护方式控制巷道围岩变形时应充分考虑以下原则:①巷道开挖后,应采用主动的支护的方式控制围岩变形。
当巷道围岩较破碎时及时采取主动支护的方式来防止巷道开挖后围岩进一步破碎变形,减小巷道的空顶、空帮时间;②在对锚杆施加预紧力时,应充分考虑预应力的扩散原则,合理的施加预紧力,只有施加了合理的锚杆预紧力才能充分发挥锚杆的支护作用,提高围岩的承载能力[5,6];③通过对巷道锚杆的拉拔力试验来判断围岩的可锚性,根据试验结果对锚固参数进行优化。
由于2#煤层距上覆02#煤层采空区的距离较短且变化幅度大,并根据上述锚杆支护的原则,通过运用FLAC3D数值模拟软件对采用不同支护形式时巷道围岩的应力及塑性区域的进行分析,根据模拟结果并结合巷道顶板与上覆采空区厚度的变化,确定对12509工作面采取三种支护手段,分别如下:1)在02#煤与2#煤间距大于5.3m时,选用Φ20mm×2000mm螺纹钢锚杆进行支护,顶板锚杆间排距900mm×1000mm;锚索长度为5.3m,锚索间排距1.8m×3.0m,顶板锚固剂采用K2335+Z2360树脂锚固剂;两帮锚杆间排距为1000mm×1000mm,无锚索,设计锚杆预紧力不低于40kN,锚索张拉力不低于120kN。
2)当02#煤与2#煤层间距小于5.3m时,锚索长度降为4.3m,锚杆参数不变。
3)当02#煤与2#煤层间距小于4.3m时,巷道仍采用Φ20mm×2000mm螺纹钢锚杆进行支护。
在顶板破碎时,现有锚杆支护会无法控制顶板岩层稳定,故此时需进行套棚支护,棚距1.2m,同时将锚杆间排距调整为1100mm×1200mm。
3.2矿压监测与支护效果分析通过对12509工作面皮带巷掘进与回采期间巷道表面位移、顶板离层仪及锚杆、锚索受力进行监测,用来判断巷道围岩的稳定性。
下面分别对3项监测数据分别进行分析:1)巷道表面位移。
根据监测数据显示:在巷道掘进期间左帮移近量为22mm,右帮移近量为8mm,顶板下沉量为16mm,底板鼓起量为8mm,顶底移近量为巷道高度的0.69%,两帮移近量为巷道宽度的0.6%,根据巷道表面位移数据得出支护后巷道整体变形量较小,在与掘进迎头距离大于100m后巷道基锚固岩层钻孔直径/mm杆体直径/mm锚固剂型号及数量拉拔力均值/kN顶板S5砂岩2822K233570.1顶板S5砂岩2822K2335+Z2360>129.1顶板粉砂质泥岩2822K233562.1顶板粉砂质泥岩2822K2335+Z2360188.6帮部煤体2818Z236063.42··本无变形,处于稳定状态;12509工作面回采期间,顶底板移近量为162mm,其中底鼓量为142mm,两帮移近量为118mm,其中煤柱帮位移量为82mm,12509工作面皮带巷掘进与回采期间巷道表面位移监测曲线如图2所示。
从监测曲线中能够得出在12509工作面回采期间,为保证回采安全,12509工作面皮带巷应对超前工作面35m范围内的围岩进行加固处理。
(a)巷道掘进期间(b)巷道回采期间图212509工作面皮带巷表面位移监测曲线2)顶板离层状态。
根据12509工作面巷道顶板离层仪数据显示,深部基点离层为0,浅部基点离层为0.3mm。
故巷道顶板无离层现象出现。
(a)顶板锚杆受力监测(b)锚索受力监测图3锚杆、锚索受力状态监测3)锚杆、锚索受力监测。
通过对巷道顶板锚(索)的受力状态进行持续60d的监测,将所得数据绘制成曲线,如图3所示。