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文档简介
三软煤层老空区煤柱巷道底鼓影响因素分析及支护形式研究
1老空区煤柱出煤柱的特点新煤矿位于徐徐州以东约22公里的贾王区大武,属于天能集团。3304个街区是元旗山矿开采区的三个街区(两侧为60年代)之间的煤炭支柱。该工作面平均长937m,倾斜长18.92m。这是不规则的斜坡。煤层顶部和底部的岩石为深灰色和胡同岩石。工作面进、回风巷均紧贴老空区在煤柱中跟顶掘进,为沿空掘进巷道,形状为梯形,顶宽1.9m,底宽3.2m,高2.0m,掘进断面5.1m2,如图1.炮掘工艺,循环进尺1.4m,每班两循环,日进尺8.4m.11#矿用工字钢梯形棚支护,棚距700mm.2煤体侧支架压力根据关键层理论及采煤工作面上覆岩层的活动规律可知,关键顶板在煤柱内断裂形成侧向砌体梁结构,即所谓的“大结构”.大结构下部的煤岩体处于应力降低区,沿空巷道即布置在此应力降低区内.在该大结构的两侧,形成集中应力,如图2.由于受原旗山矿掘进和开采活动的影响,该煤柱边缘已进入塑性状态,稳定性变差,承载能力降低.在本次采掘活动的影响下,煤体侧的集中应力向深部迁移,并和掘进引起的应力叠加使应力集中程度进一步加大,由于顶底板的软岩特性,使得在掘进过程中,巷道变形较大,底鼓强烈,为保证生产的正常进行不得不在掘进过程中进行反复清底.为此,对支架的受力及巷道移动变形情况进行了监测.监测结果表明:工字钢顶梁、煤体侧棚腿及采空侧棚腿的最大压力分别为10.4t,6.6t,5.6t;掘后15d为围岩的活动期(测点距工作面约100m),此期间顶梁、两帮棚腿的压力变化比较剧烈;之后约15d为衰减期(测点距工作面约160m),此阶段压力逐步降低;之后进入稳定期,顶梁、两帮棚腿的压力逐步趋于稳定.顶梁压力在4.5~5.5t之间,煤体侧棚腿压力在5t左右,采空侧棚腿压力在3.5t左右.巷道从掘进到受工作面超前移动支承压力影响开始至顶底板移近量为大约1389.04mm(前45d为急变期,之后为缓变期),底鼓量为1025.91mm,顶板下沉量为363.39mm.考虑工作面超前压力对顶底板移近的影响,估计顶底板的移近量在1689mm左右,底鼓量要比1025.91mm大一些.3表1中低价趋势特征及影响因素分析3.1煤体侧底板破坏模式通过对井下巷道底鼓的实际观测及分析认为,3304工作面顺槽巷道的底鼓属于挠曲性底鼓.其破坏机理为:两侧的集中应力通过两帮传递给底板岩层,由于一侧为煤体,另一侧为原开采所跨落的顶板岩石重新固结而成,煤体一侧的应力集中较大,而采空一侧较小.这样底板岩层的挠曲变形及破坏就可能有两种形式:一种是采空一侧底板岩层由于承受的压力较小,岩层不断裂,煤体侧底板岩层在集中应力的作用下断裂,底板岩层在煤体侧水平应力的作用下发生变形破坏,底板折曲断裂的位置偏向采空侧:另一种形式是底板岩层在集中应力的作用下两侧全断裂,底板岩层在两侧水平应力的作用下发生折曲破坏,断裂位置在巷道的中部.3.2影响因素分析3.2.1巷道底板结构沿空掘巷的底板多为泥岩和砂质泥岩,主要产生两种类型的底鼓:当底板成层条件较好,裂隙较少,破裂面沿层面较为发育时,形成挠曲性底鼓;当底板岩体呈碎裂结构,垂直节理发育,则形成挤压流动性底鼓.新庄煤矿3304工作面3#煤层的单向抗压强度为13.67MPa;进风巷底板为泥岩和砂质泥岩,其单向抗压强度分别为18.9MPa和25.47MPa,岩性较软.在两侧集中应力的作用下,沿层面离层鼓起,鼓起变形到一定程度则发生折曲而断裂.在对3304工作面顺槽底鼓巷道的清底中也常可以看到底板岩层折曲后的断裂面.断裂面位于巷道中部或中部偏向采空一侧(约30cm处),断面的高度在25cm左右,断裂面两侧的岩层完整性尚好,见图3.靠巷道壁的底板有时其完整性较好,不易清理,常在侧帮留下清理岩面,见图4.底板岩层单向抗压强度的大小直接影响底鼓量的大小:底板岩层的抗压强度越大,巷道底鼓量越小;底板岩层的抗压强度越小,巷道的底鼓量越大.3.2.2围岩应力集中程度三软煤层老区煤柱复采沿空掘巷是一类比较特殊的回采巷道,特殊之处在于:临近工作面开采过程中,老区煤柱要经历掘进、开采、顶板垮落三次扰动影响,最后在巷道两侧形成侧向固定支承压力一般来说煤柱一侧的应力集中程度较大.在本次掘进及开采活动的影响下,沿空巷道两侧形成的集中应力与原先的应力叠加在两侧形成较高的支承压力.而两侧的煤岩体由于经历多次扰动影响,其稳定性、承载能力大大降低,所有这些对于巷道的底鼓防治是极为不利的.另一特殊还在于:两侧应力集中程度不一样而导致两帮底鼓的不对称性.煤体侧在高支承压力的作用下,使得底板破碎,受到破坏后的实体煤帮底板岩层向巷道及采空侧大量位移.而采空一侧由于应力较低,无法对底板岩层的位移和鼓起产生较大阻止力,这也是采空侧底板岩层的底鼓比实体煤帮偏大,沿空巷道的底鼓较一般巷道(两帮皆为实体煤)底鼓大的原因.3.2.3工作面顺槽巷道内排水效果分析水的作用主要是通过水理作用表现出来的.当水沿底板裂隙侵入后,底板岩层的泥性岩体在水的侵润作用下,轻则使岩体强度降低,严重时使岩体软化、破碎,完整性受到破坏,抵抗变形的能力大大降低.此外,水还减少了岩层间的粘结力,从而形成小的滑移面,降低了岩体的抗变形能力,易于产生底鼓.3304工作面顺槽巷道水源主要为其上部1#煤层老空区局部的积水,其对该巷道底鼓的影响不大.3.2.4煤层所处地面标高、底鼓出的速度巷道所在煤层地质构造简单,发育有落差不超过1m的小断层,对底鼓的影响不大.煤层所处标高在-343.4~-361.1;地面标高为+31~+32.5;煤层埋深370~390m.按自重应力场考虑,对巷道底鼓影响不具有特殊性.3.2.5防止巷道帮鼓而阻止底鼓现有的支护形式为矿用工字钢梯形棚式支护,棚子与巷道之间用木条作背板背实,棚距700mm,为刚性被动支护.该支护形式不能调动岩体自有的承载能力,在上覆岩层压力的作用下,围岩的整体性受到破坏,岩体的力学性能恶化,顶板岩层得不到及时有效的支撑和保护而发生离层.离层进一步加大会影响到“大结构”的稳定,从而使支架受力增大,巷道变形增加,底鼓量变大.棚式支护对帮部煤岩体仅提供一个被动的阻力,该阻力只是阻碍帮部的位移.由于帮部煤岩体本身的单向抗压强度较低,故在侧向应力的作用下,帮部的岩体及煤体却不断被挤碎而垮落在巷道内测,其实质也相当于向两帮位移,所以从防止巷道帮鼓而阻止底鼓来讲,该棚式支护的作用是有限的.3.2.6防止围岩工伤力巷道掘进为炮掘工艺,放炮的震动作用有可能使围岩裂隙扩大,所以施工中,可加大炮眼的个数,减少每个炮眼的装药量,减轻震动,防止过大的震动对围岩的扰动.4橡胶基防护测试4.1角形塑料网拟定在原梯形棚式支护的基础上对底板进行锚网+钢筋梁支护,支护形式见图5.锚杆选用长度为2200mm,直径为22mm的左旋螺纹钢锚杆,钢筋梁为直径为14mm的钢筋矿自行焊接,宽度60mm,长度为3.5m,网为菱形塑料网,宽度为1.1m,搭接长度为100mm,逐扣联接;每根锚杆需直径为23mm、长度为35mm的树脂药卷快速和中速各一支,每支锚固力>105KN,底板的初锚力不低于60KN.施工中,先在底板向下做一反拱,中部深度控制在500mm,两帮控制在200mm,底板锚杆5根,煤体侧的底角锚杆外斜45°,锚杆布置在两棚腿之间,间距为700mm,梯子梁压在锚网上,通过锚杆的托盘使其紧贴底板岩面.底板锚网试验段设在3304工作面进风巷,三横贯以里20m处,支护试验段长20m共28棚.数据记录时间为掘后126d到228d共102d的数据,之前巷道底鼓量为698.7mm已被清理.4.2顶底板位移情况底板反底拱锚网支护试验对比观测数据见表1.数据结果表明:底板锚网支护使顶底板移动总量减少了48.7%,锚网段的底鼓量仅为42mm,而非锚网段的底鼓量为167mm,锚网段的底鼓占顶底移近量的36.2%,非锚网段的底鼓量占到顶底板移近量的73.9%,说明底板锚网对底鼓的控制效果是明显的,但顶板的下沉量由非锚时的26.8%增到63.8%,两帮的移近量降低了27.2%.依此试验,预计底板锚网梁+梯形棚式支护条件下巷道顶底板移近量为712mm,底鼓量为258mm,顶板下沉量为454mm.考虑工作面超前移动支承压力对顶底板移近的影响,顶底板的移近量在900mm左右,故单纯的底板锚网支护不能保证巷道的正常使用.5底鼓的变形控制1)新庄煤矿三软煤层老区复采沿空巷道底板锚网支护对底鼓控制有效,但顶板的下沉量在巷道顶底板移近量中所占比例有所增大.这是围岩能量通过顶板释放的结果.试验提示:顶板、两帮及底板岩体是一个相互联系的有机体,底鼓变形是三者相互作用的结果.2)对底鼓的变形控制坚持“强顶、固帮、阻底”的整体治理原则.“强帮”即提高帮部的承载能力;
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