大断面特厚煤层综采巷道矿压显现规律

大断面特厚煤层综采巷道矿压显现规律

新伟煤矿集团的共同煤矿地质条件非常复杂。在开采水平进入1850m后，由于断层等地质因素的影响，一些旧道路和开采道路靠近工作面，甚至倾斜垂直于工作面，影响正常开采。其中，在模式为-850的1201e综合采购面上开采两层煤（图1为1201e综合采购面的平面配置图），埋深约1000米。在采矿过程中，为了通过较近的纵向距离（岩柱0.4.9m），通过-850水平东通道和两条穿过老胡同（-850东门回风黑井）。此时，两层煤存在轻微的浪费趋势，二层煤板上存在强烈的干扰趋势。在这种条件下，安全开采和道路围岩的变形需要得到充分控制，尽量提取煤炭，这是一个尚未解决的工程问题。1纵向近距离跨巷支护对策底板巷道受跨采动压影响的3个阶段为:跨采工作面超前支承压力、工作面后方的周期来压和后支承压力影响阶段,跨采巷道矿压显现与3个阶段受力密切相关,并且还与埋深、跨采巷道围岩力学性质、采后静压等关系密切.文献认为,当巷道受到跨采时,在横跨条件下巷道受到的顶压比纵跨条件下高22.25%.横跨条件下承受的横向压力也比纵跨条件下大,对14条纵跨巷道进行统计,只有3条巷道发生了较大范围的冒顶,而横跨的12条巷道有8条巷道发生了较严重的冒顶,其中5条巷道的冒顶是全冒.因此,纵向近距离跨巷具有可行性.基于矿压理论分析和工程实践类比,采取措施如下:1)根据受力阶段采取支护对策,对跨采巷道均采取预先加固,其中对近距离巷道还要进行充填支护,增加支护强度,根据工作面后方的周期来压和后支承压力影响距离确定充填体的回撤时间;2)为防止发生冲击地压,造成所跨巷道大面积破坏,进行注水卸压,采用电磁辐射监测圈定冲击危险区域,采取爆破措施解危;3)对所过老巷进行加固设计,包括补强支护和充填木垛等.2工程实践2.1影响地压防治的井间距离2.1.1水孔双巷布置,注意事项注水采用5D-2/150型煤层注水泵注水,注水孔双巷布置,煤层注水参数见表1.初采前第1个注水孔距切眼14m,超前湿润时间15d,注水后监测的煤层含水率为5.2%～9.1%.2.1.2卸压爆破措施KBD5矿用本安型电磁辐射监测仪可用于煤矿井下冲击地压预测预报等煤岩灾害动力现象,应用该套仪器对工作面进行监测,在跨巷道20m时,巷道压力显现异常,为此及时采取了卸压爆破措施.从图2可知,卸压爆破前电磁辐射强度最大值大约为125mV,进行卸压爆破后强度最大值大约为23mV,能有效均匀释放煤岩体中积聚的能量,降低冲击发生的可能性.爆破卸压孔的孔深不小于8.0m(达到高应力区),孔距2.5m,乳化炸药总长度不大于孔深的l/2,正向定炮,3只水炮泥,炮孔其余部分用炮泥封实.措施有效降低了1201纵采面推进时对底板巷道产生的动压冲击.2.2采区距离大、旧巷及行业试验点的采样面积2.2.1巷道支护设计依据跨采巷道围岩稳定性分类理论、锚杆支护原理和支护设计理论,对-850东大巷进行了支护设计.根据1201E工作面的开采深度、-850东大巷的巷道岩性和工作面与跨采巷道法向距离,确定其稳定性类别为II类.根据生产条件、地质条件,决定对该巷采用采前锚、梁、网、喷预加固和采后注浆的分阶段维护法.1锚杆参数杆体长L=1800mm,ϕ20mm;锚杆的间排距均为800mm;钢带宽250mm,钢带厚度2.5mm.2锚杆的制作和安装选用10#铁丝编织的菱形金属网,其网孔直径为50mm.采用端部注浆锚杆结构,注浆锚杆杆体选用0.5英寸有缝钢管,杆体总长1.5m,注浆段长0.8m,锚固密封段长0.6m,外端螺纹段长0.1m,杆体内径15mm,外径21.5m,挡环采用厚6mm的钢板制成外径38mm,内径24mm的圆环焊接在注浆段0.8m处.注浆锚杆间排距为1600mm×1600mm,注浆锚杆孔深1400mm.3锚杆安装入锚后喷锚杆选用425#普通硅酸岩水泥,注浆压力2～3MPa.先进行锚、梁、网、喷维护,在加固段安装全部的锚杆,最后实施喷浆,初喷为50mm,复喷为150mm,为采后锚注的顺利进行,打锚杆眼的过程中将注浆的锚杆孔一并打出,眼深1.7m,ϕ42mm,在安装锚杆的过程中,注浆锚杆也一并安装.2.2.2支护现场做法-850东大巷布置在二层煤底板,由于煤层坡度发生变化,出现褶曲,致使有一处岩柱仅0.4m,巷顶几近与工作面底板平面相交,见图3.根据跨采巷道的加固设计,采用采前锚、梁、网、喷预加固和采前后注浆的分阶段维护法,岩柱小于15m时进行注浆加固及锚、梁、网、喷预加固,复棚棚距1.0m,至岩柱小于3m时棚距0.4m,且穿实顶腰实帮,密背顶板的优质木材规格为2400mm×200mm×150mm,以保证支护整体有良好的可缩让压性能.同时对该段巷道底板进行松动爆破,以保证有足够的变形空间.岩柱小于5m段采用木材充填,充填长度14m,在基本顶触矸后(大约10d)进行逐米回撤,从两侧回撤,每次回撤1m,观察1周后,在许可的巷道变形范围内,继续回撤1m,直至回撤完毕.回撤时采用回柱绞车进行,以确保安全.在工作面对应大巷上下5m范围以外的位置悬挂安全警示牌,提示施工人员该段为工作面对应大巷位置,注意观察顶底板变化以便采取相应措施,防止顶板事故的发生.同时每班监测支架初撑力,保证支护强度.工作面过大巷期间提前采取了有效的措施,现场采取了相应的顶板管理措施,杜绝了顶板事故的发生,保证了工作面的正常生产.2.2.3顶板搭设、支架搭接-850东翼回风暗井下部位于煤层顶板内,巷道支护形式为锚网喷支护,半圆拱形,净宽3.6m,净高3.6m,断面11.57m2,对于此巷道采取提前维护的方式进行了处理,防止巷道受采动影响出现严重的冒顶、片帮现象.工作面揭露回风暗井后,揭露原巷道的充填木垛时,在充填木垛“十”字型交叉点下支设临时柱.局部发生掉顶时,及时停机停溜子,待顶板稳定后,先敲帮问顶,摘除悬矸危岩,并仔细观察顶板和支架情况,按照由外向里、由上而下的顺序沿走向架设木棚支护顶板,木棚一架二梁,一端与支架顶梁搭接,另一端用单体液压支柱作腿,木棚上方用1.8m半圆木或方木接实顶,然后在下方沿倾向支设木棚(规格:3000mm×200mm×150mm).架设好后,先移顶板完好处的支架,使支架拖住倾向木棚,再移冒顶区支架,最后回撤单体(见图4).2.2.4工作面推采至回风暗井b段b段充填木垛木垛的维护-850东翼回风暗井B段与工作面煤层为平面交叉关系,B段南部位于煤层底板内,逐渐向北为穿层布置,过渡到煤层顶板内,巷道为锚网喷支护,半圆拱形,净宽、净高3.6m,断面11.57m2.对于此段巷道煤层底板内的部分,采取木垛充填提前进行处理,对于位于煤层顶板内的部分则是在工作面采透以后,采取穿顶的方法进行维护,充填木垛,在工作面推采距离巷道30m时提前进行,范围为沿倾斜方向工作面回风巷向北至巷道底板距煤层底板0.5m处,面对于巷道底板距煤层底板小于0.5m的范围内则未采取充填措施,工作面推至巷道时,机道内的煤矸形成自然充填物,达到充填的目的.对于回风暗井B段下部位于煤层顶板内的巷道在工作面推采以前采取巷道顶部补加锚带,两帮补加锚杆的方式,加强支护,防止片帮、冒顶.工作面推采至回风暗井充填段时,严格控制此段的采高,保持工作面平推,煤机严禁卧底,破坏原有的充填木垛,降低其支护强度,对于此段的木垛则采取及时移架,超前移架的方法处理,防止巷道片帮、冒顶.同时支架位于充填段时,必须保持其均匀承载,防止支架承载不均现象,造成支架初撑力较高超过木垛的抗压强度,导致支架下沉,使支架初撑力达不到要求,降低支护强度.工作面揭露原巷道的充填木垛(见图5)时采取工作面过回风暗井A段的相关措施.3充填体应力应变观测站点分析由于1201E工作面跨采的-850大巷部分进行了充填,成为盲巷,因此只采用“十字”布点法进行表面位移观测,在岩柱0.5,1.0,1.5,2.0,2.5,3.0,3.5,4.0,4.5,5.0m设点观测,在岩柱大于5m后,岩柱每5m设一个观测站.图6示出了跨采完毕将充填体回撤后的-850大巷变形曲线.巷道设计净高为3.7m,净宽为4.5m.采场顶底板最大移近量为1.15m,两帮最大移近量为0.95m,岩柱小于5.0m时,跨采巷道表面位移量最大,岩柱5.0～15.0m时,变形较大,岩柱大于15.0m,位移量较小.总位移量在限定变形范围内,经过复修满足巷道使用要求.4地震支护对策1)为防止冲击地压发生造成所跨巷道大面积破坏,进行注水卸压,注水后监测的煤层含水率为5.2%～9.1%;2)同步进行电磁辐射监测,圈定冲击危险区域,研究了爆破解危参数,卸压爆破后电磁辐射强度为卸压爆破前1/5左右,能有效均匀释放煤岩体中积聚的能量,降低冲击发生的可能性;3)根据受力阶段采取支护