第45屆等級獎論文---曉南礦薄煤層、大斷面“110工法”礦壓顯現規律研究

第45屆等級獎論文---曉南礦薄煤層、大斷面“110工法”礦壓顯現規律研究

曉南礦????石振文??魯連喜 ?梁樹民 ?王業繁

摘 ?要:通過對N1-1502工作面實施“110工法”留巷過程中的巷道變形及錨索受力等礦壓數據進行認真監測與詳細分析,總結出了巷道頂板下沉、底臌及錨索受力等階段性礦壓顯現規律,為下步的支護參數設計及及頂底板管理工作提供科學依據。

關鍵字:薄煤層;堅硬頂板;大斷面巷道;“110工法”;礦壓顯現規律;

1?概述?

何滿潮院士2008年提出以切頂短臂梁理論為核心,結合雙向聚能爆破技術、恒阻大變形錨索支護技術及碎石幫擋矸支護技術,又進一步提出了切頂卸壓無煤柱自成巷技術,又稱為“110工法”。即回采一個工作面,只需掘進一條巷道,并且無需留設區段煤柱。截止目前,“110工法”已在全國各大礦區300多個礦井成功應用,留巷距離累計超過50萬米。

曉南礦煤類主要為長焰煤,含少量氣煤,現有可采儲量不足2715.4t,為減少煤柱留設造成的資源損失,于2019年12月在N1-1502工作面運順首次進行“110工法”工業性試驗。本文主要基于運順留巷150m時的巷道礦壓監測數據,對留巷內的礦壓顯現規律進行分析與總結,為今后的下一步應用提供一定的參考。

2?工作面概況

曉南礦N1-1502工作面工作面長210 m,運順長1285m,回順長1243m,開采長度1185m,采高1.46m?!?10工法”在運順進行施工,設計留巷長度850m,留巷成功后,作為下一工作面的回順使用,工作面示意圖如圖1所示。

該工作面主采15-1層煤,煤層平均厚度1.46m。偽頂由平均厚度0.52m的泥巖粉砂巖組成。直接底為平均厚度2.68m砂質泥巖?;镜诪槠骄穸?9.41m粉砂巖及粗砂巖。直接底與基本底之間夾有15-2及16-1兩層薄煤線。

圖1 ??N1-1502工作面布置示意圖

3?“110工法”參數設計

曉南礦N1-1502工作面“110工法”的參數設計內容主要包括預裂切縫孔參數、恒阻錨索支護、留巷區域臨時支護、碎石幫擋矸支護及防漏風設計。

3.1 ?預裂切縫參數設計

預裂切縫鉆孔長度為3.5m,與垂直方向夾角為15?;切縫孔距煤幫200mm,沿運順走向間距為500 mm。

基于現場爆破試驗,以鉆孔裂隙率(不含封泥段)達到90%為依據,裝藥結構為“3+2”裝藥。即采用兩根聚能管,每根聚能管中的藥卷數量分別為3卷和2卷。

3.2 ?留巷內補強支護

巷道留設成功后,在下一工作面的開采中作為回順使用。因此,為了控制留巷的穩定,在原支護的基礎上需要進行由恒阻錨索永久支護結合單體柱臨時支護的補強支護。3.2.1 ?恒阻錨索永久支護

為了確保預裂切頂過程和周期來壓期間巷道的穩定性,在預裂切頂前采用恒阻錨索補強加固。

(1)恒阻錨索為φ21.8mm?L5200mm,恒阻器長500mm,最大允許變形量350mm,恒阻值350kN,預緊力大于等于28t。

(2)在原支護基礎上,恒阻錨索布置結構為“2-1”,與原支護中的普通錨索組成“4-4”結構;第一列恒阻大變形錨索距煤壁600mm,間距900mm,排距1800mm。

工作面推進后,采用“單體柱+π梁”作為留巷內的臨時支護。每個斷面采用“一梁四柱”,即一根π梁,四根單體柱。切縫側架設三列單體柱,間距900mm;實體煤側架設一列,距實體煤壁1200mm。

3.3 ?碎石幫擋矸支護設計

為了防止采空區的矸石躥入留巷區域,采用鋼筋網與排距600mmU型鋼進行聯合擋矸支護。

3.4 ?碎石幫防漏風設計

由于N1-1502工作面瓦斯涌出量較高,通過優化通風方式,留巷后將“兩入一回”調整為“一入兩回”,通風方式由Y形通風變為W形通風。在此基礎上,工作面推進后,首先在碎石幫噴射柔性快速密閉噴涂材料,待留巷變形穩定后,再噴射混凝土漿液進行永久密閉。

4 礦壓監測設計及過程

4.1 礦壓監測設計

為了及時掌握留巷圍巖變形信息,檢驗支護結構可靠性、設計參數及施工工藝的合理性,對支護狀況進行預測和跟蹤反饋,為參數設計及優化提供科學的依據,必須進行留巷區域礦壓監測。監測內容主要包括巷道全斷面非對稱變形表面位移監測、頂板離層監測、恒阻大變形錨索受力及恒阻體滑移量監測。在留巷前100m內,每20m布置一個監測站,共包括6個測站,監測站內的監測內容如圖2所示。


圖2 ??測站斷面的監測內容

4.2 礦壓監測過程

4.2.1 ?巷道表面非對稱位移監測

由于切頂形成了懸臂梁的結構,造成巷道表面位移變化具有明顯的非對稱特性,為準確反映巷道變形的非對稱性,并通過巷道變形監測數據,分析圍巖是否進入穩定狀態。采用YHU200型監測儀與人工“十字測點法”相結合,在巷道頂底板和兩幫分別布置了3組測點,對留巷內切縫側、巷道中部及實體煤側的頂底板移近量、頂板下沉量及底臌量進行監測。

4.2.2 ?自動監測系統

巷道頂板離層及錨索受力監測通過自動監測及數據采集系統進行。頂板離層深基點距離頂板表面6m,淺基點距離頂板表面3m。恒阻大變形錨索受力采用GMY500型錨索應力傳感器及頂板離層監測采用YUD300型頂板離層儀均通過RS485總線與KJ27-F分站連接,單體柱受力監測采用GPD600W礦用無線壓力傳感器,通過無線自組網傳輸技術與KJ427-F傳輸分站連接,然后接入井下“以太環網”,通過網絡將實測數據傳送至地面進行實時監測。

5?監測結果及礦壓顯現規律

N1-1502工作面運順實施“110工法”留巷150m后,礦壓監測取得了階段性的成果,現以監測時間最長的測站#1為典型,分析留巷段的礦壓顯現規律。

圖3為測站#1在不同的架后距離時,巷道不同變形內容監測曲線,包括實體煤側、巷道中、切縫側隨時間發展的頂底板移近量、頂板下沉量、底臌量。

圖3 測站#1巷道變形監測曲線
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從圖3中可以看出:

(1)在工作面推進 150 m 后, #1 測站巷道實體煤側總變形已經穩定, 但是切縫側及巷道中部總變形仍未穩定。

(2)巷道總變形呈非對稱特征。 架后 150 m 時, 巷道中部頂底板移近量最大,達到 506 mm; 其次為切縫側變形,頂底板移近量達到 450 mm;實體煤側的變形最小,巷道總變形量為 200 mm。


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圖4為測站#1巷道切縫側、巷道中部及實體煤側的頂板下沉速率監測曲線,結合巷道不同位置頂板下沉量監測曲線(圖3),可以得到留巷內該測站的頂板下沉規律:

圖4 ??測站#1巷道不同位置頂板下沉速率曲線

(1)第一階段,架后 0-23 m,頂板緩慢下沉,下沉速率 3-5 mm/d。

(2)第二階段,架后 23-62 m,頂板快速下沉,下沉速率 5-10 mm/d。

(3)第三階段,架后 62-106 m,頂板緩慢下沉,下沉速率 3-5 mm/d。

(4)第四階段,架后 > 106 m,頂板趨于穩定,下沉速率 0-3 mm/d。

圖5為測站#1巷道切縫側、巷道中部及實體煤側的底臌速率監測曲線,結合巷道不同位置底臌量監測曲線(圖3),可以得到留巷內該測站的底板運動規律:

圖5 ??測站#1巷道不同位置底臌速率監測曲線

(1)第一階段,架后 0-47 m,緩慢底臌,底臌速率 3-10 mm/d。

(2)第二階段,架后 47-80 m,快速底臌,底臌速率 10-80 mm/d。

(3)第三階段,架后 80-150 m,緩慢底臌,底臌速率 3-10 mm/d。

(4)第四階段,架后 > 150 m,底臌趨于穩定,底臌速率 0-3 mm/d。

圖6所示為測站#1巷道切縫側頂板下沉曲線、頂板離層、錨索滑移量及錨索受力監測曲線對比圖。

圖6 測站#1巷道不同監測內容對比曲線
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從圖6中可以看出,在頂板緩慢下沉階段,錨索受力開始增加;達到恒阻值后,錨索出現滑移,此時頂板進入快速下沉階段;錨索滑移吸收頂板能量,使頂板下沉進入緩慢階段;在架后 106 m,錨索受力基本穩定,頂板下沉也即趨于穩定。

6 切頂卸壓無煤柱自成巷技術對礦壓影響分析

根據工作面頂板穩定時支架工作阻力分布情況可知,

(1)沿工作面傾向長度,壓力呈明顯的分區特征。

(2)切縫側卸壓顯著,其液壓支架平均壓力為16.16 MPa,影響范圍0-20 m;工作面中部受切縫的影響,液壓支架平均壓力為20.45 MPa,影響范圍20-100 m;工作面右側未受切縫的影響,液壓支架平均壓力為25.78 MPa,范圍100-210 m。

(3)切縫側平均壓力比工作面中部區域降低約21%,相對未切縫側壓力降低約37%。

根據礦壓監測數據曲線計算,通過運回順對比,工作面留巷側工作面順槽的超前壓力降低了37%,工作面周期來壓步距減小、強度減弱,大幅度減小頂、底板變形量,降低巷道維修量。

根據對留巷段頂板和切縫側巷幫數據的分析和總結,可適當增加擋矸頂子的排距,降低恒阻錨索的支護密度,從而降低工程量及材料投入。

7 結語

根據監測結果分析,通過切頂卸壓,實現了切斷“砌體梁”或者“傳力巖梁”的壓力傳遞,改變和優化了圍巖壓力分布規律,降低了圍巖大變形、沖擊地壓、煤(巖)爆以及煤與瓦斯突出等地質災害程度。留巷內巷道頂板下沉量較小,頂板穩定距離較短,恒阻大變形錨索控制效果良好,底臌量較大的問題可以通過拉低進行處理,不影響巷道使用??梢岳谩?10工法”切頂預裂技術,在其它采煤工作面順槽和開切眼使用,從而降低順槽的超前壓力及工作面初次來壓的強度。
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第一作者簡介:?石振文(1966-)男,高級工程師,2015年畢業于遼寧工程技術大學采礦工程專業,現任曉南礦礦長。

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