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西铭矿9#煤层巷道变形机理及控制

2018-09-11

山东煤炭科技 2018年8期
关键词:煤柱岩层底板

赵 鹏

(西山煤电股份有限公司西铭矿,山西 太原 030052)

近距离煤层开采时,上、下煤层相互影响较大,尤其是煤层间距较小时,上煤层的开采造成围岩应力的重新分布,煤层底板受支承压力影响而损伤破坏,导致下煤层开采前顶板完整性受到严重破坏,给下煤层的开采以及回采巷道的维护管理带来了较大的困难[1-3]。

西铭矿属于西山煤电集团旗下主力矿井,位于山西省太原市附近,主采煤层包括2#、3#、8#以及9#煤层,其中,8#和9#煤层间距仅0.5~6.9m,平均1.8m,开采时相互影响较大,属于极近距离煤层。8#煤层厚度平均为4.2m,9#煤层厚度平均为2.8m,层间岩层岩性以砂质页岩为主,强度较差,受8#煤层回采影响,9#煤层回采巷道极易发生冒顶,给矿井生产带来安全隐患。

1 上煤层底板应力分布特征

上煤层开采后,底板应力重新分布,图1所示,底板岩层由上至下依次分为拉伸破裂区、剪切滑移区和损伤破裂区。

图1 煤层底板应力分布图

对于下煤层回采巷道,其顶板大多位于损伤破裂区或剪切滑移区,而底板岩层内一点所受应力大小,与上煤层残留煤柱以及该点所处位置有着直接关系。如图2所示,当煤柱宽度较小时,底板应力峰值位置处于煤柱中心线处,随着煤柱宽度的增加,底板应力分布呈现“马蹄形”,应力峰值位置出现在煤柱两侧边缘处。下煤层回采巷道布置时,要注意尽量避开应力集中区域,便于巷道的管理维护。

2 采空区下巷道变形破坏特征

上煤层开采后,引起底板损伤破坏,其破坏最大深度可由式(1)表示[4]。

式中:

h-煤层底板破坏最大深度,m;

γ-上覆岩层平均容重,取25kN/m3;

H-煤层埋深,取450m;

L-工作面长度,取180m;

R-煤层单轴抗压强度,取22MPa。

将数据代入式(1),可得煤层底板破坏最大深度为18.47m,远大于层间岩层厚度1.8m。因此,8#煤层开采后,底板完整性受到严重破坏。

将9#煤层回采巷道布置在上煤层采空区下应力降低区内,可以保持较小的矿山压力,但由于上煤层底板已完全破坏,9#煤层顶板可能位于剪切滑移区,甚至拉伸破坏区内,即使巷道布置避开了应力集中区域,巷道的矿压显现仍会十分剧烈,围岩变形也可能比较严重。因此,确定合理的支护方案对围岩控制十分重要。

图2 煤柱载荷作用下底板岩层应力分布

3 下煤层巷道围岩控制技术

3.1 破碎顶板支护特点

8#煤层开采后,其底板完整性遭到破坏,导致9#煤层巷道顶板较为破碎,与一般条件相比,破碎顶板本身强度较低,承载能力较差。9#煤层巷道支护时,需注意以下几点:

(1)由于巷道顶板较为破碎,且层间岩层过薄,锚杆对围岩的控制能力大幅降低,若垂直顶板布置锚杆,锚固区可能位于压力拱内,承载能力较低,无法达到预期的支护效果;若倾斜布置锚杆,两帮岩块受挤压严重,巷道中部极易发生较大变形。因此,在9#煤层回采巷道围岩相对破碎的区段,应通过注入马丽散等方法加固,提高围岩承载能力,保障巷道稳定;

(2)对于破碎巷道的支护,往往在支护产生效果前便发生较大变形,因此应注意加大支护的初期强度,避免围岩在支护初期便破碎失稳;

(3)地下水会降低围岩强度,影响锚杆杆体以及锚固剂的自身性质,造成巷道围岩发生较大变形,因此,必须注意地下水患的防治,尤其是8#煤层采空区内积水,做好探放水工作,加强水的管理。

3.2 支护参数的确定

根据西铭矿9#煤层实际生产条件,确定工作面回采巷道为梯形断面,上宽3.1m,下宽4.2m,高3.2m,净断面积11.68m2。通过前面的分析,上、下煤层层间距平均仅为1.8m,回采巷道布置在采空区下锚索支护无法产生应有效果。因此,考虑破碎巷道支护原则和本矿实际面临的问题,确定选择为锚网加工字钢棚联合支护方式,利用锚杆和金属网加固顶板,提高围岩完整性,再利用工字钢棚进一步加固顶板,避免发生顶板的整体滑落失稳。

(1)锚杆参数的确定

由于层间岩层厚度平均仅有1.8m,因此锚杆长度最大为1.8m。锚杆直径可由式(2)表示:

式中:

d-锚杆直径,mm;

Q-锚杆拉拔力,可取60kN;

σ-杆体设计抗拉强度,取420MPa。代入式(2),可得锚杆直径为:

由于围岩较为破碎,考虑一定安全系数,顶板与两帮锚杆直径均取为22mm。

按照锚杆所能承载的压力计算锚杆间排距。锚杆排距为:

式中:

Dr-锚杆排距,mm;

L-锚杆长度,取1.8m。

代入可得锚杆排距为:

Dr=0.5×1.8=0.9m

锚杆间距为:

式中:

K-安全系数,取2;

γ-岩层平均容重,25kN/m3;

b-冒落拱最大高度,有

式中:

H-巷道高度,取3.2m;

f-煤体普氏系数,取2.1;

B-巷道宽度,取3.65m;

fd-巷道顶板普氏系数,取3。

将数据代入式(5)、(6),可得冒落拱高度为1.15m,将得数代入式(4),可得:

通过计算结果,确定顶锚杆间排距为0.8m×0.8m,中间两根垂直顶板布置,两侧锚杆向两帮倾斜15°布置,帮锚杆间排距为1.0m×1.0m,顶部锚杆距离顶板0.6m,底部锚杆距离底板0.6m,每排每帮布置3根,均水平布置。

(2)其他参数的确定

顶板锚杆锚固剂采用1支K2355和1支Z2355,加长锚固段长度,两帮采用1支Z2355树脂锚固剂,托盘规格均采用120mm×120mm×8mm的方形托盘,金属网采用8#铁丝网,网片规格为1.2m×2.5m;工字钢棚采用11#架棚,棚距为1.0m。巷道断面支护图如图3所示。

图3 巷道断面支护图(单位:mm)

4 结语

(1)上煤层开采后,底板应力重新分布,当上煤层区段煤柱宽度较大时,底板应力分布呈“马蹄形”,在煤柱两侧位置出现应力峰值;

(2)对上煤层底板破坏深度进行计算,破坏最大深度可达18.47m,远超层间岩层厚度1.8m,所以9#煤层巷道顶板完整性受到破坏,较为破碎,承载能力降低;

(3)根据研究结果,分析9#煤层回采巷道围岩变形特点,对回采巷道进行支护设计,为工作面的安全高效生产奠定基础。

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