下保護層開采對上覆煤巷的動態(tài)影響及控制研究

1、󰀁第25卷第4期下保護層開采對上覆煤巷的動態(tài)影響及控制研究涂󰀁敏1,張向陽1,張華磊2(1.安徽理工大學(xué)能源與安全學(xué)院,煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室,安徽淮南󰀁232001;2.中國礦業(yè)大學(xué)理學(xué)院,江蘇徐州󰀁221116)摘要:為了解決下保護層開采對上覆煤層巷道圍巖變形的影響,采用注漿加固巷道圍巖是一種可行的方法.在力學(xué)分析的基礎(chǔ)上,得出了基本頂?shù)膿锨颗c巷道圍巖支護阻力之間的關(guān)系,支護阻力減小時,基本頂彎曲下沉撓度增加;當(dāng)圍巖比較破碎時,注漿加固巷道圍巖是防治其變形的有效措施,并在現(xiàn)場進(jìn)行了破碎煤體注漿加固試驗.研究

2、結(jié)果表明,通過對受采動影響煤體的注漿加固有效地控制了上覆煤層巷道圍巖的變形.關(guān)鍵詞:保護層開采;上覆煤巷;力學(xué)分析;圍巖控制中圖分類號:TD350󰀁󰀁文獻(xiàn)標(biāo)識碼:ADynamicEffectonOverlyingCoalEntryinUsingLowerProtectiveSeamMiningandItsControllingMeasuresTUMin1,ZHANGXiang󰀁yang1,ZHANGHua󰀁lei2(1.SchoolofMiningandSafety,TheKeyLaboratoryofSafeandHigh

3、83041;EfficiencyMiningofMinistryofEducation,AnhuiUniversityofScienceandTechnology,Huainan,Anhui232001,China;2.CollegeofScience,ChinaUniversityofMining&Technology,Xuzhou,Jiangsu221116,China)Abstract:Insolvingtheproblemofdeformationinsurroundingrocksoftheoverlyingcoalen󰀁trycausedbyupperpro

4、tectiveseammining,reinforcingthesurroundingrocksbygroutingisafeasiblemethod.Fromthemechanicsanalysis,weobtainedtherelationshipbetweenthedeflec󰀁tionofmainroofandsupportresistanceofsurroundingrocks:thedeflectionofthemainroofincreaseswiththedecreaseofsupportresistance.So,whenthesurroundingrocki

5、scrushed,thereinforcementbygroutingisveryeffectivetopreventthesurroundingrockfrombeingde󰀁formed.Thisisverifiedinpracticalproduction.Keywords:protectiveseammining;overlyingentry;mechanicsanalysis;surroundingrockcontrol󰀁󰀁保護層開采是防止煤和瓦斯突出最有效、最經(jīng)濟的措施,但由于下保護層的開采必定引起上覆巖層的下沉移動變形,在上覆煤層中

6、沿走向及傾向卸壓區(qū)域邊緣形成一定的應(yīng)力升高區(qū),該區(qū)域內(nèi)煤層中采動裂隙發(fā)育1󰀁5.對于布置在其中的巷道來說,必定導(dǎo)致其圍巖應(yīng)力分布產(chǎn)生變化,巷道圍巖破碎,呈現(xiàn)󰀂松軟散 的特性,在工作面回采過程中,巷收稿日期:2008󰀁06󰀁15基金項目:安徽省自然科學(xué)基金項目(070414170);煤炭資源與安全開采國家重點實驗室開放基金項目(07KF06)󰀁第4期涂󰀁敏等:下保護層開采對上覆煤巷的動態(tài)影響及控制研究4271󰀁上覆巷道圍巖變形的力學(xué)分析1.1󰀁力學(xué)模型的建立依據(jù)淮南礦區(qū)

7、某礦地質(zhì)條件為背景,由采場上覆巖層移動規(guī)律可知:上覆煤層移動盆地的中部為均勻下沉,而移動盆地的邊緣部分的煤層內(nèi)應(yīng)力應(yīng)變最大,11󰀁2煤層的開采造成被卸壓煤層13󰀁1煤層的移動變形,如圖1所示.󰀁󰀁求解該微分方程,并應(yīng)用邊界條件x=0處:y=y0;M0=EIy0;Q0=EIy0+Ny#0.x%處:y0.󰀁󰀁確定積分常數(shù)后得0x0y=e- cos!x-EI(r-s)r00sin!x2EI(r-s)!r󰀁󰀁因而=y#=e- x(5).(6)00cos!-x-EI(r-s),

8、󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁,(8)(7)00sin!x2EI(r-s)!圖1󰀁采動影響范圍示意圖Fig.1󰀁SchematicdiagramofinfluencescopeofminingareaM=EIy=e- xM0cos!x+00sin!x(r-s)!xQ=EIy󰀂=e-1)采11󰀁2煤時,13󰀁1煤頂板下沉分析基本頂簡化為懸臂梁600cos!x-r-s,(9)00sin!x2(r-s)!式中: =-241/2;!=+241/2;為懸臂梁橫截面的

9、轉(zhuǎn)角;Q為懸臂梁橫截面的剪力;Q0為懸,如圖2.臂梁端部橫截面上的彎矩;M為懸臂梁橫截面上的彎矩;M0為懸臂梁端部橫截面上的彎矩.則懸臂梁相對于x=0端的下沉量為y相對+󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁=0L+3EI-L-02Lq(x)xdx-q(x)xdx-00-2EI3圖2󰀁力學(xué)模型一Fig.2󰀁Thefirstmechanicalmodel󰀁󰀁

10、懸臂梁受到橫向分布載荷q(x)及軸向力N作用.由Winkler彈性地基假設(shè)有q(x)=-ky,式中󰀁k為系數(shù).將其視為半無限長梁,則參照Timoshenko的解,梁的彎曲變形微分方程為EIy+Ny=q(x),式中󰀁EI為抗彎剛度.令s=N/EI,r2=k/EI.󰀁󰀁則式(2)變?yōu)?0)(3)(2)(1)00.EIr(r-s)(10)󰀁󰀁在平面應(yīng)變條件下,基本頂?shù)膹椥阅Ａ縀取E/(1-#),#為泊松比.2)13󰀁1煤開采時其頂板下沉分析此時,懸臂梁受到集度為q支的支護力,受力分析如圖3

11、所示.圖3󰀁力學(xué)模型二Fig.3󰀁Thesecondmechanicalmodel)428采礦與安全工程學(xué)報第25卷󰀁M0=&L支q(x)xdx+QL+N-,(11)022Q0=&q(x)dx+Q-qL(2!8!,煤層厚度為1.54.2m,平均3.6m.11󰀁2煤層中1211(1)工作面分別沿著傾向開采,對被卸壓煤層13󰀁1煤層中的1214(3)工作面進(jìn)行卸壓.1214(3)工作面自2006年6月20日開始至2007年2月28日,工作面共推進(jìn)400m,其中自2006年9月至2007年2月,工作面通過

12、1211(1)工作面采動影響范圍段,安全生產(chǎn)條件十分惡劣,出現(xiàn)過頂板出水、壓架、漏頂?shù)痊F(xiàn)象,巷道挑頂高度達(dá)到6m左右,嚴(yán)重影響了整個礦井的安全生產(chǎn).1214(3)和1211(1)工作面位置關(guān)系如圖4所示.支L.(12)則懸伸端相對于x=0端的下沉量為支4y相對=0L+-+󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁󰀁3EI8EI-L-02Lq(x)xdx-q(x)xdx-00-2EI00.EIr(r-s)(13)󰀁󰀁可見,基本頂?shù)膿锨颗c巷道圍巖的

13、支護阻力之間的關(guān)系為支護阻力減小時,基本頂彎曲下沉撓度增加.2󰀁巷道圍巖加固技術(shù)分析由力學(xué)分析可知,巷道圍巖基本頂彎曲下沉撓度隨支護阻力的增大而減小,對于巷道支護而言,在增大圍巖支護阻力的同時,還要改善圍巖的力學(xué)特征.而錨桿支護利用其本身的主動支護原理,能夠起到改善圍巖力學(xué)特征的目的,但對于下保護層開采上覆煤層巷道來說,巷道處于下保護層卸壓帶范圍之內(nèi),圍巖力學(xué)參數(shù)已發(fā)生部分改變,呈現(xiàn)顯著的󰀂松軟散 特性,巷道變形表現(xiàn)為明顯的流變性.由工程應(yīng)用實踐證明和注漿加固巷道圍巖的機理7󰀁10可知,注漿是加固和改善󰀂松軟散 巷道圍巖一種有效的

14、方法之一,它是一種以劈裂為主,兼具充填和擠密等多種復(fù)合運動形式,因漿液的水化反應(yīng),離子交換,化學(xué)膠結(jié)作用,形成結(jié)石體,提高土體的物理力學(xué)性能,是一種復(fù)雜的化學(xué)變化與物理變化的綜合反應(yīng)過程.當(dāng)圍巖比較破碎時,鉆孔注漿加固是防治其片冒的有效措施,為了加強下保護層開采卸壓范圍內(nèi)上覆圍巖自身的強度,因此,提出在原來錨桿主動支護的基礎(chǔ)上,采用注漿方法,對圍巖進(jìn)行二次加固,并進(jìn)行了工程實踐.圖4󰀁1214(3)和1211(1)工作面位置關(guān)系圖Fig.4󰀁Ubietychartofminingface1214(3)and1211(1)3.2󰀁注漿加固方案),+

15、和,孔深3.0m,布孔間距3.0m;孔)和,仰角37!,孔距離巷道頂板1.2m,孔)距離號孔1.2m.使用7655型風(fēng)錘造孔、封孔器封孔,利用專用注漿泵注入馬麗散達(dá)到堵漏、加固的目的,設(shè)計壓力為58MPa.鉆孔布置如圖5所示.3󰀁工程應(yīng)用3.1󰀁工程技術(shù)條件1214(3)工作面位于張集礦西一(13󰀁1)上采區(qū)以北.東、西分別至五勘探線、五六勘探線;南、北分別至60m,40m防水煤柱線以內(nèi).工作面走向長200m,傾斜長816m,面積為163200m.地面標(biāo)高為+25.3+27.4m,工作面標(biāo)高為-413.12󰀁第4期涂𘀀

16、1;敏等:下保護層開采對上覆煤巷的動態(tài)影響及控制研究429產(chǎn).而巷道注漿后,頂?shù)装彘]合量雖然隨著時間的增長在變大,斷面收縮率曲線斜率減小,巷道斷面收縮率控制在20%左右,說明馬麗散注漿材料能有效地控制巷道破碎頂板,改變圍巖松散結(jié)構(gòu),提高煤巖體的整體強度,使破碎頂板重新固結(jié)生成頂板,減小巷道變形,從而保證了工作面的推進(jìn)速度,滿足工作面安全高效生產(chǎn)的要求.4󰀁結(jié)󰀁論1)下保護層開采對上覆煤層巷道產(chǎn)生動態(tài)影響,巷道處于下保護層卸壓范圍內(nèi),圍巖力學(xué)參數(shù)圖5󰀁注漿孔分布圖Fig.5󰀁Layoutofgroutinghole發(fā)生改變,呈現(xiàn)顯著

17、的󰀂松軟散 特性,巷道變形表現(xiàn)為明顯的流變性.2)采用錨桿支護系統(tǒng)對圍巖加固;當(dāng)圍巖比較破碎時,為了加強圍巖自身的強度,實施馬麗散注漿加固巷道圍巖,有效地控制松散圍巖巷道的變形,使破碎頂板重新固結(jié)整體強度較高的頂板,保證了工作面的正?；夭?參考文獻(xiàn):1󰀁錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制M.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.2󰀁湯建泉,何滿潮,馬慶云,等.開采覆巖運動和破壞規(guī)律的實驗研究J.中國煤炭,1996(2):14󰀁17.TANGJian󰀁quan,HEMan󰀁chao,MAQingb

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20、學(xué)報,2006,23(3):253󰀁257.TUMin,MIAOXie󰀁xing;HUANGNai󰀁bin.De󰀁依照圖5所示布孔及封孔,要求鉆孔直徑42mm;開始注漿,把兩根吸料管分別插入馬麗散樹脂和催化劑桶中,活塞在氣馬達(dá)的作用下運動,由1214(3)工作面走向布置,距切眼400m前方范圍內(nèi)巷道受到下方1211(1)工作面采動的影響,變形較嚴(yán)重,因此,在變形嚴(yán)重段每隔8m布置一個表面變形測點,剩余巷道每隔16m布置一個測點.共布置80對觀測斷面,連續(xù)觀測了60d.采用十字布點法觀測.3.5󰀁觀測結(jié)果分析通過對注

21、漿前后巷道表面變形觀測數(shù)據(jù)的分析,巷道斷面收縮率如圖6.圖6󰀁未注漿加固和注漿加固后巷道測點變化圖Fig.6󰀁Changechartofmeasuringpointaftergroutingandnogroutingformationruleofprotectedcoalseamexploitedbyu󰀁singthelong󰀁distance󰀁lowerprotectiveseammethodJ.JournalofMining&SafetyEngineering,2006,23(3):253𘀀

22、1;257.6󰀁錢鳴高,繆協(xié)興.采場上覆巖層結(jié)構(gòu)的形態(tài)與受力分析J.巖石力學(xué)與工程學(xué)報,󰀁󰀁注漿前隨著時間的持續(xù),巷道斷面收縮率逐漸增大,一個月內(nèi)巷道斷面收縮率達(dá)到45%,巷道變(下轉(zhuǎn)第434頁)434采礦與安全工程學(xué)報第25卷󰀁參考文獻(xiàn):1󰀁伍永平.大傾角煤層開采󰀂R󰀁S󰀁F 系統(tǒng)動力學(xué)控制基礎(chǔ)研究D.西安:西安科技大學(xué)能源學(xué)院,2003.2󰀁伍永平,員東風(fēng),張淼豐.大傾角煤層綜采基本問題研究J.煤炭學(xué)報,2000,25(5):445󰀁

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27、983041;mechanizedcoalseamJ.JournalofChinaCoalSociety,2004,29(3):264󰀁268.7󰀁錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制M.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.8󰀁弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應(yīng)用研究M.北京:煤炭工業(yè)出版社,2006.9󰀁趙洪亮,袁󰀁永,張󰀁琳.大傾角松軟煤層綜放面礦壓規(guī)律及控制J.采礦與安全工程學(xué)報,2007,24(3):345󰀁348.ZHAOHong󰀁liang,YUANYong

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