深部高強(qiáng)開(kāi)采下巷道大變形及卸壓的支護(hù)技術(shù)

金珠鵬， 秦 濤， 張俊文

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京100083; 2.黑龍江科技大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，哈爾濱150022)

深部高強(qiáng)開(kāi)采下巷道大變形及卸壓的支護(hù)技術(shù)

金珠鵬1，2， 秦 濤2， 張俊文1

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京100083; 2.黑龍江科技大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，哈爾濱150022)

為研究圍巖應(yīng)力隨釆高的演化規(guī)律和相鄰采空區(qū)對(duì)沿空順槽圍巖應(yīng)力的影響，以城山煤礦3B#煤層145大釆高工作面沿空順槽為研究對(duì)象，采用FLAC3D和力學(xué)分析的方法研究深部高強(qiáng)開(kāi)采下采動(dòng)應(yīng)力演化特征和沿空順槽頂板結(jié)構(gòu)特征。工作面周圍選取3個(gè)測(cè)站，一個(gè)測(cè)站設(shè)置在軌道大巷中，另外兩個(gè)測(cè)站分別在聯(lián)絡(luò)巷巷口以及回風(fēng)順槽中。結(jié)果表明:釆高增大，應(yīng)力集中程度增加，峰值位置前移，應(yīng)力集中區(qū)范圍擴(kuò)大;相鄰采空區(qū)會(huì)進(jìn)一步增加端頭附近應(yīng)力集中程度，開(kāi)采方式會(huì)對(duì)這種應(yīng)力集中造成影響。該研究通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐驗(yàn)證了深部高強(qiáng)開(kāi)采下卸壓支護(hù)對(duì)策的有效性。

深部開(kāi)采;高強(qiáng)開(kāi)采;卸壓

礦井開(kāi)采進(jìn)入深部后，圍巖中應(yīng)力集中程度較高。采用大釆高采煤法高強(qiáng)度開(kāi)采時(shí)，工作面動(dòng)載較大，支承壓力較大［1］。而對(duì)于大釆高工作面沿空順槽，其覆巖結(jié)構(gòu)和一般釆高工作面沿空順槽存在較大區(qū)別，沿空順槽控制存在較大難度，通常巷道容易發(fā)生較大變形［2－3］。因此，應(yīng)當(dāng)對(duì)高強(qiáng)開(kāi)采作用下深部沿空順槽圍巖應(yīng)力隨采動(dòng)的演化規(guī)律及巷道支護(hù)技術(shù)進(jìn)行研究。

筆者針對(duì)城山煤礦3B#煤層145大釆高工作面沿空順槽的特點(diǎn)，通過(guò)數(shù)值模擬和力學(xué)分析等手段研究深部高強(qiáng)開(kāi)采下采動(dòng)應(yīng)力演化特征和沿空順槽頂板結(jié)構(gòu)特征，提出預(yù)掘卸壓巷道支護(hù)的對(duì)策并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐。

1 工作面采動(dòng)應(yīng)力特征

采用 FLAC3D模擬建立的計(jì)算模型 180 m× 120 m×72 m，如圖1所示。上覆巖層重量采用σz= γH進(jìn)行計(jì)算，煤層埋深740 m，垂直應(yīng)力18.5 m。工作面煤層厚度6 m，研究深部不同采高工作面前方應(yīng)力演化規(guī)律。模型上部巖層采用均布載荷來(lái)代替，模型下部邊界為固支約束，兩側(cè)限制x方向的位移，加速度g=9.8 m/s2。開(kāi)采厚度d小于層厚度時(shí)，采用沿頂開(kāi)采、留底板的方式進(jìn)行模擬。模型巖層厚度及其參數(shù)，如表1所示。

圖1 數(shù)值模型Fig.1 numerical model

表1 模型各層的巖石物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock physical and mechanical parameters of each layer of the model

將巖石物理力學(xué)參數(shù)賦值，建立數(shù)值模型。對(duì)模型進(jìn)行計(jì)算開(kāi)挖分析，工作面每次推進(jìn)10 m。圖2為工作面推進(jìn)50 m時(shí)工作面中部圍巖應(yīng)力隨釆高不同的演化圖。

圖2 工作面圍巖應(yīng)力隨釆高演化Fig.2 Evolution of surrounding rock stress with mining height

從圖2可以看出，隨著釆高增加，工作面前方應(yīng)力集中區(qū)域范圍增大，應(yīng)力集中程度增大。開(kāi)采挖后應(yīng)力發(fā)生變化的區(qū)域范圍增大。為了更直觀展示工作面前方支承壓力隨釆高改變的演化規(guī)律，取工作面中部支承壓力，可得圖3。

由圖3可以看出，工作面中部前方支承壓力隨釆高由3、4、5、6 m的增大，支承壓力峰值由32、40、48、55 MPa的增大，峰值位置12、15、18、20 m的前移?？梢钥闯鲠姼邥?huì)很大程度影響前方煤體中應(yīng)力分布，進(jìn)而影響巷道變形規(guī)律?？紤]到沿空順槽會(huì)受到相鄰工作面采空的影響，取煤層中應(yīng)力分布數(shù)據(jù)生成云圖和三維圖，如圖4所示。

圖3 工作面推進(jìn)過(guò)程中支承應(yīng)力分布Fig.3 Support stress distribution in process of face advancing

圖4 高強(qiáng)開(kāi)采工作面臨空巷端頭應(yīng)力分布Fig.4 High strength mining work face roadway end stress distribution

從圖4可以看出，受相鄰工作面采空的影響，沿空順槽工作面端頭附近應(yīng)力集中程度較高，最高可達(dá)136 MPa，遠(yuǎn)遠(yuǎn)大于巷道圍巖及煤體可以承受的強(qiáng)度，一般的支護(hù)也很難提供足夠的強(qiáng)度。因此，應(yīng)當(dāng)采取合理的支護(hù)技術(shù)維護(hù)巷道。

為了降低工作面前方煤體中應(yīng)力集中程度，調(diào)研和總結(jié)了工作面前方煤體中應(yīng)力隨開(kāi)采方式的演化規(guī)律，可得如圖5和表2的規(guī)律。可以看出，選取不同的開(kāi)采方式，能夠有效地降低采動(dòng)應(yīng)力，因此對(duì)于深部高強(qiáng)開(kāi)采沿空順槽的維護(hù)上，選擇更加恰當(dāng)?shù)拈_(kāi)采方式是一種較好的辦法。

圖5 工作面推進(jìn)過(guò)程中支承應(yīng)力分布Fig.5 Support stress distribution in process of face advancing

表2 不同開(kāi)采方式下煤體支承應(yīng)力［4］Table 2 Supporting stressofcoalunder different mining methods

2 深部巷道高強(qiáng)開(kāi)采下變形特征

2.1 深部地應(yīng)力特征與變形特征

對(duì)城山煤礦700 m東一采區(qū)3B#煤層145大釆高高強(qiáng)開(kāi)采工作面進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)地應(yīng)力測(cè)試［5］。選取工作面周圍3個(gè)測(cè)站的測(cè)量工作，一個(gè)測(cè)站設(shè)置在軌道大巷中，另外兩個(gè)測(cè)站分別在聯(lián)絡(luò)巷巷口以及回風(fēng)順槽中，如圖6所示，測(cè)試結(jié)果如表3所示，其中埋深h、垂直應(yīng)力σc、最大水平應(yīng)力σmax、最小水平應(yīng)力σmin。

圖6 地應(yīng)力測(cè)試點(diǎn)位置Fig.6 Ground stress test point location

現(xiàn)場(chǎng)測(cè)試表明，深部煤體中地應(yīng)力較大，通常會(huì)接近或超過(guò)煤體單軸抗壓強(qiáng)度。處于高地應(yīng)力的煤體會(huì)發(fā)生擴(kuò)容或破壞，影響巷道的正常使用。此外，表2中可以看出，145大釆高工作面附近水平主應(yīng)力較大，巷道支護(hù)應(yīng)充分考慮水平主應(yīng)力的影響。

表3 地應(yīng)力測(cè)量結(jié)果Table 3 Results of stress measurements

圖7為145工作面沿空側(cè)順槽變形破壞特征和頂板不同深度處鉆孔窺視結(jié)果?？梢钥闯?，受高應(yīng)力和強(qiáng)采動(dòng)的影響巷道變形破壞嚴(yán)重。

圖7 沿空順槽變形破壞特征Fig.7 Deformation and failure characteristics of along channel

2.2 臨空巷覆巖的結(jié)構(gòu)特征

通常情況下，大釆高工作面覆巖結(jié)構(gòu)相比一般釆高工作面存在不同。由于大釆高工作面充填程度較一般釆高工作面差，其沿空順槽覆巖結(jié)構(gòu)也存在不同［6］。圖7為大釆高工作面高強(qiáng)開(kāi)采下沿空順槽覆巖結(jié)構(gòu)對(duì)照?qǐng)D。

圖8 高強(qiáng)開(kāi)采下頂板結(jié)構(gòu)特征Fig.8 Characteristics of roof structure under high strength mining

由圖8可以看出，相比于一般釆高工作面，大釆高采空區(qū)直接頂冒落后不能較好的充填采空區(qū)。基本頂關(guān)鍵塊也發(fā)生垮落?？迓鋷r塊B脫離關(guān)鍵塊A，導(dǎo)致關(guān)鍵塊A豎向向下載荷減小，關(guān)鍵塊A懸露長(zhǎng)度增加。相比于圖8a中的鉸接結(jié)構(gòu)，圖8b中沿空順槽位置煤體無(wú)法將懸臂的載荷轉(zhuǎn)移到采空區(qū)，沿空順槽處煤體承擔(dān)載荷較大。因此，高強(qiáng)開(kāi)采下沿空順槽應(yīng)力集中程度相比一般釆高工作面會(huì)更大。

3 卸壓支護(hù)方案與檢驗(yàn)

3.1 卸壓支護(hù)對(duì)策及設(shè)計(jì)

為了降低沿空順槽的應(yīng)力集中程度提出煤柱內(nèi)開(kāi)卸壓巷道的支護(hù)對(duì)策［8］，將單煤柱單應(yīng)力峰值改造為多煤柱多峰值?？梢杂行У膶蝹€(gè)高應(yīng)力分散，均攤到更大支承面上，并配合合理的支護(hù)，提高煤柱的支撐效率。其卸壓機(jī)理及效果，如圖9所示。

圖9 預(yù)掘巷道卸壓機(jī)理Fig.9 Relieving mechanism of roadway in advance

支護(hù)方案如圖10所示。在常規(guī)巷幫支護(hù)基礎(chǔ)上增加一個(gè)錨索群，錨索貫穿于整個(gè)煤柱，兩端分別固定在回風(fēng)巷道和卸壓巷道的巷幫。錨索端頭采用工字鋼+托盤+金屬網(wǎng)固定方式，長(zhǎng)度5.5 m。錨桿的長(zhǎng)度2.4 m，直徑22 mm。

圖10 支護(hù)方案Fig.10 Support scheme

3.2 支護(hù)方案現(xiàn)場(chǎng)檢驗(yàn)

由圖11頂?shù)装逡平壳€可知，卸壓后巷道變形量有效的得到控制，最大變形量不超過(guò)250 mm，且在距離工作面40 m外的部分變形量較小，不超過(guò)50 mm。因此，卸壓控制技術(shù)能有效維護(hù)巷道，維護(hù)煤柱。

圖11 頂?shù)装逡平壳€Fig.11 Top and bottom approach

4 結(jié)論

(1)隨著釆高增大，工作面前方煤體中應(yīng)力集中程度增大，應(yīng)力峰值前移，應(yīng)力升高區(qū)范圍增大。沿空順槽受相鄰采空區(qū)影響應(yīng)力集中程度進(jìn)一步增加，尤其端頭附近應(yīng)力遠(yuǎn)大于煤體及圍巖強(qiáng)度。

(2)深部開(kāi)采除了應(yīng)力本身較大外，高強(qiáng)開(kāi)采作用下沿空順槽覆巖相比普通工作面更容易引起應(yīng)力集中，造成巷道維護(hù)困難。

(3)實(shí)踐表明，預(yù)掘巷道卸壓能有效利用煤柱和支護(hù)設(shè)備，提高支護(hù)難度，巷道維護(hù)較好。

［1］ 何滿潮，謝和平，彭蘇萍，等.深部開(kāi)采巖體力學(xué)研究［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2005，24(16):2803－2813.

［2］ 楊敬虎，孫少龍，孔德中.高強(qiáng)度開(kāi)采工作面礦壓顯現(xiàn)的面長(zhǎng)和推進(jìn)速度效應(yīng)［J］.巖土力學(xué)，2015，36(S2):333－339.

［3］ 弓培林，靳鐘銘.大采高綜采采場(chǎng)頂板控制力學(xué)模型研究［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2008，27(1):458－462.

［4］ 謝和平，張澤天，高 峰，等.不同開(kāi)采方式下煤巖應(yīng)力場(chǎng)－裂隙場(chǎng)－滲流場(chǎng)行為研究［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2016，41(10): 2405－2417.

［5］ 鄔愛(ài)清，朱杰兵.深部巖石工程力學(xué)特性及地應(yīng)力測(cè)試研究綜述［J］.長(zhǎng)江科學(xué)院院報(bào)，2014(10):26－38.

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［7］ 王維維，李鳳義，蘭永偉.切頂卸壓沿空留巷技術(shù)研究及應(yīng)用［J］.黑龍江科技大學(xué)學(xué)報(bào)，2014，24(1):78－80.

［8］ 蘭永偉，孫廣義.深部巷道底板錨桿支護(hù)數(shù)值模擬［J］.黑龍江科技學(xué)院學(xué)報(bào)，2010，20(6):158－162.

(編校 李德根)

Study on roadway deformation under deep and high intensity mining and pressure release method

Jin Zhupeng1，2， Qin Tao2， Zhang Junwen1
(1.College of Resources＆Safety Engineering，China University of Mining＆Technology，Beijing 100083，China; 2.School of Mining Engineering，Heilongjiang University of Science＆Technology，Harbin 150022，China)

This paper is an investigation into the evolution law underlying the stress of surrounding rocks varying with the mining height and the influence of adjacent goaf on the surrounding rock stress on the gob-side entry.The investigation focused on the gob-side entry on the 3B#coal seam 145 working face of Chengshan coal mine as the research object involves identifying the mining stress evolution characteristics and the structural characteristics of gob-side entry under the deep high-strength mining using the FLAC3Dand mechanical analysis methods and using the measurements of three stations around the working face-one in the orbital alleys and the other two stations in the contact entry and return airway cross-heading entry.The results show that an increase in the height and the consequent increase in stress concentration contribute to an advance in the peak position，widening the stress concentration zone;the adjacent goaf tends to further increase the stress concentration near the end which is affected by the mining method.The field practice verifies the effectiveness of the countermeasures on the pressure relief support under deep high-strength mining.

deep mining;high intensity mining;pressure released

10.3969/j.issn.2095－7262.2017.04.011

TD322

2095－7262(2017)04－0378－05

:A

2017－05－13

國(guó)家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51574114;51604100);國(guó)家重點(diǎn)研發(fā)計(jì)劃專項(xiàng)資助項(xiàng)目(2016YFC0600901)

金珠鵬(1981－)，男，遼寧省本溪人，工程師，博士研究生，研究方向:礦山壓力與巖層控制，E-mail:842533837@qq.com。