无煤柱自成巷工法留巷全周期矿压显现规律研究

迟宝锁1,王建文1,刘 辉1,明 灿2,李 珅2

(1.陕西陕煤陕北矿业有限公司,陕西 榆林 719300;2.中国矿业大学(北京) 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京 100083)

摘 要:为了稳定控制无煤柱自成巷工法开采条件下的沿空巷道,以柠条塔煤矿S12012工作面为工程背景,采用现场实测的研究方法,对留巷及留巷复用期间的支护结构受力和顶板变形特征进行了研究。结果表明:留巷期间,巷道变形与切顶护帮支架压力演化过程可分为初始稳定期、剧烈变形期、缓慢过渡期、压实稳定期4个阶段。S12012工作面后方约0~30 m为初始稳定期,巷道变形量较小,结构受力增加不明显;工作面后方30~150 m为剧烈变形期,巷道变形量快速增大,巷内支护结构受力明显增加;工作面后方150~200 m为缓慢过渡期,巷道变形和巷内支护结构受力逐渐趋于平稳;工作面后方200 m以外为压实稳定期,巷道变形量保持稳定,支护结构受力也不再发生明显变化。留巷复用期间,巷道变形与切顶护帮支架压力演化过程可分为矿压稳定期、矿压渐变期、矿压剧烈期3个阶段。超前工作面约90 m以外范围内为矿压稳定期,巷道变形量普遍较小,超前临时支护受力无明显增大;超前工作面25~90 m为矿压渐变期,巷道变形量增长较慢,超前临时支护受力开始逐渐增大;超前工作面0~25 m为矿压剧烈期,巷道变形量和超前临时支护受力均急剧增大。全周期围岩变形控制在200 mm以内,研究结果可为做好现场巷道支护工作提供借鉴。

关键词:无煤柱;切顶卸压;留巷复用;矿压显现特征;巷道变形

0 引 言

我国煤矿地下开采一般回采1个工作面至少需提前掘进2条巷道并留设1个护巷煤柱。该工法在我国经过几十年的发展,目前已成为较为先进的煤炭开采方式,为我国煤炭开采事业做出了巨大贡献,但该工法仍存在诸多问题,譬如,留设的工作面护巷煤柱无法采出,不得已造成煤炭资源丢失;巷道掘进量大,巷道掘进期间需解决的安全隐患多。针对以上问题,文献[1-2]提出了“切顶短臂梁”理论,即通过定向切顶,切断部分顶板的矿山压力传递,进而利用顶板岩层压力及顶板部分岩体,实现自动成巷和无煤柱开采。在该理论的基础上,朱珍等[3]又提出了一种无须巷道掘进,无须煤柱留设的采煤新方法,即无煤柱自成巷工法。无煤柱自成巷工法利用顶板定向切缝技术,NPR恒阻大变形锚索支护技术等关键技术[4-9]以及工法专用采煤机、刮板输送机系统、支架系统、顶板定向切缝装备系统、特殊支护材料设备等核心装备系统,在工作面回采的过程中一边采煤一边形成区段巷道,通过挡矸设备对采空区碎石帮进行挡矸支护,并以高分子材料对其实行封闭处理,防止采空区漏风,最终对全新盘区的N个工作面实现无煤柱采煤。针对一般长壁综采和沿空留巷的矿压规律,多年来国内外的学者已经进行了大量的理论与试验研究,并取得了丰硕成果。文献[10-11]从采场侧向覆岩活动规律出发,建立了顶板岩梁力学模型,推导出了顶板下沉与离层的影响因素和计算公式。华心祝等[12-14]建立了关于巷帮煤体承载和巷旁锚索作用的沿空留巷力学模型,对巷旁锚索加强支护和巷内锚杆支护的作用机理进行了研究分析,并提出了将沿空留巷技术视为一项系统工程,采用锚网索支护作为沿空留巷内基本支护等发展沿空留巷技术的建议。文献[15-16]针对深部沿空留巷出现的问题,采用数值模拟对围岩的变形规律和控制技术进行研究,并提出了深部沿空留巷的支护原则与建议。文献[17-20]对巷旁充填支护体的承载特性进行了研究,得到了巷旁支护体的作用机制。然而,无煤柱自成巷工法在国内外首次应用是在柠条塔煤矿,目前针对无煤柱自成巷工法矿压规律的现场研究尚为不足。因此,以柠条塔煤矿的大采高综采工作面回风巷切顶成巷工程实践为背景,对无煤柱自成巷开采条件下的巷道留巷期间与留巷复用期间矿压显现特征进行研究,为该技术进一步推广应用提供借鉴。

1 无煤柱自成巷工法试验概况

1.1 工程概况

柠条塔煤矿S12012工作面位于2-2煤层,工作面倾向长度280 m,走向长度2 344 m,煤层平均厚度4.11 m,埋藏深度90~165 m,煤层赋存稳定,煤层倾角近水平。工作面巷道布置如图1所示,巷道断面支护如图2所示,具体岩层性质见表1。

图1 工作面和巷道布置
Fig.1 Layout of working face and roadway

图2 顶板切缝和支护参数
Fig.2 Roof cutting and supporting parameters

表1 工作面顶底板情况
Table 1 Parameters of roof and floor of working face

顶底板岩性厚度/m岩性特征基本顶中粒砂岩5.40~21.50以中粒砂岩为主,局部顶板含砂质泥岩,有大型交错层理直接顶粉砂岩0.78~4.05灰色薄层状,含植物碎屑化石,有水平及波状层理直接底粉砂岩1.80~16.30夹细粒砂岩薄层,并与之互层,见有劈理基本底细粒砂岩3.20~19.60白色灰薄层状细粒长石石英砂岩,含白云母碎片,具波状层理

1.2 自成巷道监测方案设计

柠条塔煤矿S12012工作面无煤柱自成巷工法自成巷道在开切眼前方250 m范围内共布置9个监测站,编号分别为N1、N2、N3、N4、N5、N6、N7、N8、N9,分别位于距开切眼10、30、50、90、130、160、190、220、250 m处,各测点分别对顶板变形量和切顶护帮支架压力演变过程进行监测,如图3所示。

图3 S12012工作面自成巷道矿压监测站布置
Fig.3 Layout of mine pressure monitoring station of No.S12012 working face automatically formed gateway

各测站顶底板移近量传感器布置如图4所示,切顶护帮支架应力传感器布置及锚索受力监测传感器布置如图5所示。

图5 支架及锚索应力传感器布置位置
Fig.5 Layout position of cable and support pressure sensor

图4 顶底板移近量传感器布置位置
Fig.4 Layout position of roof-to-floor displacement sensor

2 留巷期间矿压显现规律分析

2.1 巷道变形规律分析

根据上述监测方法,共布设测点9个,此处选取N2、N4测站监测结果绘制巷道变形曲线如图6所示。

图6 N2、N4测站顶底板移近量监测结果
Fig.6 Roof-to-floor displacement monitoring results at Station N2 and N4

根据顶底板移近量监测结果,巷道形成后变形演化过程大致可分为4个阶段:

第1阶段,S12012工作面后方0~30 m,自成巷道顶底板移近量普遍较小,并无明显增大现象。另外,该范围内顶板、实体煤帮较为平整,无明显片帮和顶板破碎的现象,因此这一阶段被称为初始稳定期。

第2阶段,工作面后方30~150 m,巷道顶底板移近量快速增大,表明所留巷道约从工作面前方30 m位置开始受到明显的动压影响,切缝上方岩层开始产生下沉运动,当下沉量达到一定值后,顶板岩层发生断裂,断裂后的岩块回转下沉会对巷道围岩产生明显的挤压作用,导致巷道围岩产生明显变形。同时,根据现场矿压观测,该阶段实体煤帮也会产生一定程度片帮现象,切缝效果较好时,片帮程度较小,切缝效果不达标时,片帮现象相对明显,因此第2阶段被称为剧烈变形期。

第3阶段,工作面后方150~200 m,切缝上方的顶板基本停止运动,顶板垮落基本完成,处于正在压实阶段。巷道顶底板变形不再剧烈,逐渐趋于平稳,因此,第3阶段被称为缓慢过渡期。

第4阶段,工作面后方约200 m后,围岩变形基本趋于稳定,顶底板移近量不再增加,片帮现象不再出现。表明该阶段采空区垮落矸石已经处于压实状态,顶板重新进入受力平衡状态,因此,第4阶段被称为压实稳定期。

2.2 切顶护帮支架压力分析

对留巷期间自成巷道切顶护帮支架竖向压力进行监测,选取N2、N4测站实测数据绘制支架压力曲线如图7所示。

图7 N2、N4测站支架压力监测结果
Fig.7 Support pressure monitoring results at Station N2、N4

由图7可得,支架压力的变化过程同样可以划分成4个阶段,且每个阶段与顶底板移近量呈现的4个阶段是完全对应的,每个阶段的支架压力特征如下:

第1阶段,S12012工作面后方0~30 m,切顶护帮支架压力升高不明显,基本保持其初撑力的状态,结合顶底板移近量变化曲线,可以看出在这一阶段,巷道上方的顶板基本是稳定的。顶板切缝时采空区顶板和巷道顶板分开,从而巷道周围顶板不会受到采空区顶板垮落带来的影响。

第2阶段,工作面后方30~150 m,切顶护帮支架压力逐渐升高,表明顶板开始垮落,巷道周围顶板开始受到采空区顶板垮落带来的影响。进入剧烈变形期,垮落矸石初期较松散,切缝以上的顶板岩层下沉速度相对较快,导致支架压力升高明显。

第3阶段,工作面后方150~200 m,随着顶板垮落基本完成,切顶护帮支架压力达到一定值后呈现出下降趋势。随着矸石逐渐被压缩,其提供的承载力不断升高,当上位坚硬岩梁逐渐转化为主要的承载体后,切顶护帮支架承受的压力还会有一定程度的减小。

第4阶段,工作面后方200 m以外,垮落矸石基本压实,顶板断裂岩块形成新的平衡,上覆岩层压力逐渐转移至煤体处,巷道围岩不再产生明显变形,支护结构所受载荷也达到稳定。

2.3 顶板锚索受力分析

对留巷期间自成巷道锚索受力进行监测,选取编号为3-13、4-1号测站实测数据绘制曲线,如图8所示。

图8 3-13号、4-1号测站锚索受力监测结果
Fig.8 Cable pressure monitoring results at Station 3-13、4-1

整体来看,工作面前方受采动影响和顶板运动影响,锚索受力会有所增大,但增大的幅度不明显,在压实稳定期内,锚索受力不再产生明显变化。表明在顶板切缝、高预应力恒阻锚索以及切顶护帮支架的支护作用下,恒阻锚索锚固范围内的顶板与上方的顶板产生同步变形。

3 留巷复用期间矿压显现规律分析

3.1 巷道变形规律分析

在S12013工作面推进过程中,从距离开切眼20 m位置开始,每间隔20 m在巷道布置1个监测点,对顶板位移进行监测。选取距开切眼200、400 m位置的监测结果进行分析,监测曲线如图9所示。

图9 至开切眼200、400 m测点顶板位移监测结果
Fig.9 Roof displacement monitoring results of test point away from first cut 200 m and 400 m

根据图9可得,2个监测位置均呈现距离工作面越近,顶板位移越大的规律。在超前工作面约90 m以外的范围,留巷顶板位移几乎为0。同时,根据现场观测,该范围内顶板、实体煤帮较为平整,无明显片帮和顶板破碎的现象。超前工作面25~90 m,随着距离工作面越近,巷道顶板位移逐渐增大。由此可得约从超前工作面90 m位置开始,留巷受到工作面超前采动压力的影响变形开始增大。超前工作面0~25 m,巷道顶板变形量显著增大,巷帮侧出现部分片帮现象。表明距离工作面较近的位置,是工作面超前动压影响和相邻工作面侧向压力叠加影响最为显著的区域。该区域内,顶板变形十分剧烈,应该重点做好顶板控制。采用切顶护帮支架进行支护后,顶板最终下沉量能够控制在85~120 mm,控制效果较为理想。

3.2 切顶护帮支架压力分析

在工作面推进过程中,超前工作面90 m范围内,始终采用80台切顶护帮支架进行超前加强支护,支架布置2列。将靠近实体煤侧的支架编号A01—A40号,距离工作面最近的为A01号;靠近采空区侧的支架编号为B01—B40号,距离工作面最近的为B01号。随着工作面不断推进,靠近工作面的支架不断循环撤移。工作面每推进100 m视为1个循环,1个循环结束后,所有的切顶护帮支架均完成1次前移。选取A01、B01号支架的压力监测结果进行分析。监测过程中,工作面每割1刀煤(推进0.8 m),读取1次支架压力数据,得到的监测曲线如图10所示。

图10 A01、B01号切顶护帮支架压应力
Fig.10 Support pressure monitoring results at Station A01、B01

由图10可得,在超前工作面约25 m以外的范围,切顶护帮支架压力升高不明显,基本保持其初撑力的状态。超前工作面0~25 m,随着距离工作面越近,支架压力开始迅速增大。这表明距离工作面较近时,受工作面超前动压影响和相邻工作面侧向压力叠加影响,顶板变形剧烈,切顶护帮支架受力急剧增大,对顶板变形起到了很好控制作用。切顶护帮支架压力监测结果与顶板变形监测结果反映的规律是一致的。

3.3 顶板恒阻锚索受力分析

对留巷复用期间锚索受力进行监测,选取编号3-13号、4-1号实测数据进行分析,如图11所示。

图11 留巷复用期间3-13、4-1号测站锚索受力监测结果
Fig.11 Cable pressure monitoring results at Station 3-13、4-1 in reused period of entry

在留巷复用期间,滞后工作面的锚索受力基本保持稳定状态,表明滞后工作面的巷道变形主要以基本顶断裂岩块挤压变形为主,锚索锚固范围内产生的离层变形并不明显。

3.4 无煤柱自成巷工法留巷现场情况

2016年9月16日,无煤柱自成巷工法试验工作面开始回采、留巷,历时710个生产班次,于2019年1月15日,完成回采,留巷2 344 m,巷道顶底板平均移近量为88.6 mm,最大移近量小于200 mm,最大单日推采进度11.9 m,留巷效果如图12a所示。

(a)留巷期间

(b)留巷复用期间
图12 留巷期间及留巷复用期间围岩状况
Fig.12 Ground condition of entry during retaining and mining

2019年4月18日,无煤柱自成巷工法留巷验证工作面开始回采,截至2019年11月12日,工作面累计推进1 784 m,巷道顶底板平均移近量为99.3 mm,最大移近量小于200 mm,最大单日推进度达19.8 m,留巷复用效果如图12b所示。

由于采动应力与超前应力叠加作用,导致留巷复用阶段顶底板平均移近量略大于留巷阶段。留巷期间最大变形量、留巷复用期间最大变形量及留巷与复用阶段顶底板平均变形量均控制在200 mm以内,留巷效果较好,完全满足安全生产要求。

4 结 论

1)留巷期间,巷道变形的演化过程分为4个阶段,工作面前方0~30 m为初始稳定期,巷道顶板基本稳定,变形量较小,支护结构受力增加不明显;工作面前方30~150 m为剧烈变形期,巷道周围顶板开始垮落,变形量快速增大,巷内支护结构受力明显增加;工作面前方150~200 m为缓慢过渡期,巷道变形和巷内支护结构受力逐渐趋于平稳;工作面前方200 m以外为压实稳定期,巷道变形量保持稳定,支护结构受力也不再发生明显变化。

2)留巷复用期间,巷道变形的演化过程分为3个阶段,超前工作面90 m以外为矿压稳定期,巷道变形量普遍较小,超前临时支护受力无明显增大;超前工作面25~90 m为矿压渐变期,巷道变形量增长较慢,超前临时支护受力逐渐开始增大;超前工作面0~25 m为矿压剧烈期,巷道变形量和超前临时支护受力均急剧增大。

3)留巷期间最大变形量、留巷复用期间最大变形量及留巷与复用阶段顶底板平均变形量均控制在200 mm以内,留巷效果较好,完全满足安全生产要求。

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Study on law of full-period mine pressure behavior of entry retaining method of self-contained entry without coal pillar

CHI Baosuo1,WANG Jianwen1,LIU Hui1,MING Can2,LI Shen2

(1.Shaanxi Coal North Mining Company Limited,Yulin 719300,China;2.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering,China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing 100083,China)

Abstract:In order to stably control the gob-side entry under the condition of non-coal pillar self-contained entry mining,taking the No.S12012 working face of Ningtiaota Coal Mine as the engineering background,and adopting the research method of field measurement,the stress distribution of surrounding rock and roof deformation characteristics of the reused entry during the roadway formed process and the reused process were studied through field measurements.The results show that during entry retention period,the evolution process of entry deformation and roof support pressure can be divided into four stages:initial stable period,severe deformation period,slow transition period,and compaction stable period.The initial stable period is about 0~30 m in front of the working face,the deformation of the roadway is small,and the structural force increase is not obvious; the severe deformation period is about 30~150 m in front of the working face,and the deformation of the roadway increases rapidly,and the stress of the supporting structure in the roadway increases significantly; the range from about 150~200 m in front of the working face is a slow transition period,the deformation of the roadway and the force of the supporting structure in the roadway gradually stabilizes; about 200 m away from the working face is the stable compaction period,the entry deformation remains stable.The force of the supporting structure will no longer change significantly.During the reuse period of the remaining entry,the evolution process of entry deformation and roof support support pressure can be divided into three stages:the stage of stable mine pressure,the stage of gradual change of mine pressure,and the stage of intense mine pressure.The mine pressure stability stage is about 90 m behind the working face,the deformation of the entry is generally small,and the force of the advanced temporary support does not increase significantly; the mine pressure gradual change stage is about 25~90 m behind the working face,and the entry deformation increases at a slower rate,and the force of the advance temporary support gradually increases; the severe mine pressure is in a stage of about 0~25 m behind the working face,the entry deformation and the leading temporary support both increase dramatically.The research results can provide a reference for researchers and field engineering technicians when engaging in support work of reused entry.

Key words:non-coal pillar; roof cutting and pressure relief;entry reuse; mine pressure behavior characteristics;entry deformation

中图分类号:TD353

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2020)09-0123-07

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迟宝锁,王建文,刘 辉,等.无煤柱自成巷工法留巷全周期矿压显现规律研究[J].煤炭科学技术,2020,48(9):123-129.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.09.015

CHI Baosuo,WANG Jianwen,LIU Hui,et al.Study on law of full-period mine pressure behavior of entry retaining method of self-contained entry without coal pillar[J].Coal Science and Technology,2020,48(9):123-129.doi:10.13199/j.cnki.cst.2020.09.015

收稿日期:2020-04-13 责任编辑:朱恩光

基金项目:国家重点研发计划资助项目(2016YFC0600900);国家自然科学基金资助项目(51904207,51674265)

作者简介:迟宝锁(1964—),男,陕西宜川人,高级工程师,硕士。E-mail:cbs61212@sina.com