CN104358572B - 大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术 - Google Patents

大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术 Download PDF

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Abstract

本发明为大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,包括在巷道掘进中的基本支护;在采煤工作面前30米内的超前支护;在采煤工作面加强支护;在采煤工作后方60巷道内进行滞后支护;在采煤工作面60之后为沿空留巷稳定区。本发明利用采空区内距采煤工作在的不同位置所具有的不同顶板活动情况,利用倾斜煤层采空区内顶板由上至下垮落的特点,通过合理支护,将顶板上层垮落的矸石阻挡在下侧采空区内,并将下侧采空区充填压实,形成自然支撑,完成留巷。本发明即能得到有效的支护,又具有支护成本低的特点,使无煤柱沿空留巷成功。

Description

大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术
技术领域
[0001 ]本发明涉及一种采煤技术,尤其是一种在大倾角急倾斜煤层中通过采空区内岩石 自然垮落充填护巷进行无煤柱的沿空留巷开采方法。
背景技术
[0002] 在采煤过程中,需要在采煤工作面两侧掘巷道用于运输及通风。为了保证巷道围 岩稳定,巷道掘进后一般都要进行支护。
[0003] 沿空留巷是为了让掘进巷道在这一工段采煤完成后,在相邻工段的采煤工作中可 以继续使用该巷道,为了让留巷稳定,在采煤过程中,传统的办法为留设煤柱,即每隔一段 距离留下一部分煤矿不开采,让它形成煤柱支撑,保持留巷稳定。
[0004] 将煤矿全部开采,不留设煤柱为无煤柱沿空留巷,其优势为:1.提高煤炭资源回收 率,延长矿井服务年限。2.消除煤柱护巷时煤柱上、下方应力集中对开采的不利影响。
[0005] 无煤柱沿空留巷需要更好地支护方式。支护方式主要分为三种类型:被动支护方 式,主要为支架支护。主动支护方式,能改善巷道围岩力学性能,以锚杆支护为主,包括锚 喷、锚网等。以锚杆和注浆加固为主的积极主动加固形式,如锚注支护等。
[0006] (1)、普通支架支护:巷道支护中普通支架支护常用金属支架等。金属支架一般用 16~20号工字钢或矿用工字钢制作,成本较高。
[0007] (2)、锚杆支护是一种主动支护方式,能在保持较大支护阻力的基础上控制围岩发 生较大变形。锚杆是一种杆状构件,安设在井巷工程的围岩中,形成承受荷载、阻止变形的 围岩拱结构或其他复合结构的锚杆支护。
[0008] (3)、锚网梁索联合支护:利用锚固剂、托板及各种构件,与围岩共同组成支护体 系,承受各种围岩应力和采动应力达到支护目的。具有成本低、操作方便、省时省力等特点, 而且它的作用力不但作用于围岩表面,且能作用于围岩内部,每根锚杆都在其周围形成一 锚固体,改变了锚固体内岩体的受力,提高了围岩自身的强度。在沿空留巷中采用锚网索支 护,可克服金属支架被动支护的缺点,能够充分适应顶板的下沉运动,保持巷道顶板的稳 定。
[0009] (4)、传统巷旁支护有木垛、密集支柱、矸石带、混凝土砌块等。
[0010] 关于沿空留巷:
[0011] 沿空留巷国内外沿空留巷均有大量的研究。沿空留巷的下帮为未开采的煤体而上 帮为采空区,巷道顶板的支撑条件发生了很大变化,因此沿空留巷的顶板往往以下帮煤壁 为支点向采空区方向回转下沉。对于全部陷落法处理采空区的工作来说,沿空留巷上帮的 下沉量往往与采高成正比。因此控制沿空留巷的顶板下沉量是一大技术难题,国内外解决 这一难题的关键技术大致分为两类:第一类是采空区充填承载技术,将煤层采空后对采空 区进行物体充填使其不垮落,其成本非常高。第二类是切顶卸载技术。
[0012] 切顶卸载技术:将沿空留巷靠采空区一侧的顶板切落下来,消除采空区内的悬顶, 将顶板断裂线推移到巷道外侧的采空区内,而巷内顶板一端以煤璧为支撑,而另一端则按 岩层断裂角由下往上断裂跨落,形成组合式的"悬臂梁"结构,巷道就处于该结构的保护下, 巷内支护的主要作用是维持直接顶的完整性,尽量减小直接顶之间和直接顶与老顶之间的 尚层。
[0013] 被动切顶使用的方法包括紧密支柱巷旁支撑切顶技术。
[0014] 被动切顶效果不好,原因如下:
[0015] 一是切顶支护体的安放滞后工作面,这时直接顶乃至老顶已经离层和下沉,使巷 道变形量增大。二是切顶支护体是被动受力。首先是直接顶的离层和下沉并将直接顶载荷 作用在切顶支护体上,但初期仅直接顶的载荷还难于切落顶板,因此往往初期直接顶在采 空区后方还悬露较长时间和范围。后期随着老顶的断裂和回转下沉并将载荷作用在直接顶 上,随着顶板压力的增大,直接顶在采空区切落下来,这时老顶的第一断口并不在切顶支护 体上方,而在下帮煤璧附近或在巷道控顶区上方,老顶以煤璧为支撑点向下回转,而巷旁切 顶支护物类似于杠杆原理的一个支点,将受到很大压力作用,往往造成巷旁支护体的大变 形和破坏。
[0016] 在很多地区,煤层的开采地质条件非常差,如大倾角急倾斜煤层,其煤层倾角在25 ~50°变化,采高为极薄煤层及中厚煤层(采高0.5~3.5m)。这些煤层以前采用传统刚性支护 (架金属棚)和人工巷旁充填均无法实现沿空留巷(巷道变形严重,不能满足正常的安全生 产需要)。
[0017] 国内外均没有发现在大倾角急倾斜煤层中下不采用人工充填(架木垛、砌墙、浇 灌、充填矸石)巷旁支护材料进行沿空留巷的先例。
[0018] 大倾角、急倾斜煤层顶板活动特点
[0019] 通过大量的现场观测和实验研究总结出大倾角、急倾斜煤层走向长壁工作面顶板 岩层活动具有以下特征:
[0020] (1)工作面直接顶的垮落和老顶的周期来压在工作面倾斜方向的上、中、下部不同 步,在一般情况下,工作面倾斜中上部先垮落或先周期来压,倾斜下部滞后于上部;沿倾斜 上方的直接顶垮落后,会沿工作面倾斜方向滚(滑)动,最后堆积于工作面下部;工作面顶板 的运移不对称,在工作面倾斜中上方较大,下方较小;工作面倾斜上部岩层的破坏方式表现 为拉剪破坏,在下部表现为压剪破坏。
[0021] (2)上覆岩层的运移是一个空间问题,包括了上覆岩层垂直于层面的弯曲下沉、破 断、回转,还包括沿工作面倾斜方向和垂直于工作面倾斜方向的运移;在破断之前主要表现 为弯曲下沉,在破断之后主要表现为沿工作面倾斜方向的滚(滑)动。
[0022] (3)沿空留巷两帮及顶底板的变形破坏特点不一样:巷道上帮底板易下滑、采空区 冒落的矸石也易下推并串入巷道内。由于顶板倾斜分力的增大使得巷道低帮(即煤帮)应力 集中程度高于缓斜煤层,造成底鼓增大。顶板的变形破坏与是否破顶还有直接关系,若采用 异型断面不破顶,则巷内直接顶在强大的倾斜推力作用下易产生离层和鼓出,特别是当直 接顶层理越发育,分层厚度越薄时,这种现象越明显。若采用梯形、拱型等断面破顶,则破顶 后的直接顶易沿层间产生较大的错动,难于控制顶板的变形破坏,这些问题都为大倾角、急 倾斜煤层沿空留巷带来了较大困难。
发明内容
[0023]为了节省开采成本,增加开采产量,提高煤炭资源回收率,延长矿井服务年限,消 除煤柱护巷时煤柱上、下方应力集中对开采的不利影响。本发明提供了一种在大倾角急倾 斜煤层中通过采空区内岩石自然跨落充填护巷进行无煤柱的沿空留巷开采方法,本发明的 沿空留巷主要是根据采煤工作面的位置,调整巷道的支撑方式,完成无煤柱沿空留巷的,并 且采用支护和挡矸石的方式,将采空区上侧垮落的矸石通过自然滑动充填致下侧采空区, 形成自然支护。
[0024]本发明具体按如下方式进行。
[0025] (1)、基本支护:沿大倾角急倾斜薄煤层中掘进采煤巷道,在巷道顶板进行锚索锚 杆支护,并在锚杆上设置金属网将巷道顶板覆盖,形在锚网。
[0026] (2)、在采煤工作面前方的巷道下帮及上帮设置液压支柱对巷道顶板支撑。
[0027] (3)、在采煤工作面处进行加强支护,抵消采动影响,设置挡矸支护,抵挡采空后垮 落的岩石,不让岩石落入巷道内,具体为,在靠近巷道的采煤工作面内设置支护柱将采煤工 作面顶板支撑,在采煤工作面底板及顶板打入锚索及锚杆,在锚杆上挂钢筋网进行挡矸;设 置临时性支护。
[0028] (4)、在采煤工作面后方拆除临时性支护;留设挡矸支护,将采空区内上侧垮落的 岩石堆积到采空区下侧,形成自然支护。
[0029] (5)、留巷永久支护,具体为,采用工字钢替换液压支柱对巷道顶板支撑,留设锚 索、锚杆、钢筋网,留设采空区内的支护柱,在支撑同时挡住采空区垮落的矸石,将矸石在采 空区下侧堆积并压实,形成自然支护,完成永久无煤柱支护。
[0030] 如上所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,具体按如下方 式进行:
[0031] (1 )、基本支护:沿大倾角急倾斜薄煤层中掘进采煤巷道,巷高2.8~3.2m,巷宽3.4 ~3.8m,巷道顶板与煤层倾角一致,在巷道内支行基本支护,其支护方式为,在巷道顶板进 行锚索与锚杆支护,并在锚杆上设置钢带,钢带上设置金属网,将巷道顶板覆盖,锚杆间距 为0.6~lm,排距为0.6~lm;锚索布置在巷道顶板中部和两侧,锚索间距为2.2~2.6m、排距 为2.2~2.6m,靠近上帮处锚索坚直设置,中部锚索垂直于巷道顶板,靠近下帮处锚索与水 平倾角20°~30°,以此形成基本支护。
[0032] (2)、在采煤工作面前方30m巷道内的下帮及上帮设置液压支柱支撑顶板;下帮液 压支柱坚直支撑;上帮液压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处,并向下帮方向倾斜,与底 板呈55°~65°夹角。
[0033] (3)、在采煤工作面处进行加强支护和挡矸支护,具体为,清理采煤工作面内顶板 松软煤炭,基本支护中的锚索重新预紧,在采煤工作面内距离上帮0.8~1.3m处设置两排走 向间距为0.8~1.3m的液压支柱将采煤工作面顶板进行支撑并挡矸,并在底板设置间隔为 0.6~lm的锚杆,顶板打入锚索及锚杆,其单排锚索排间距为2.2~2.6m,两根锚杆间距0.5m ~0.8m,在锚杆上挂钢筋网进行挡矸;设置临时性支护,临时性支护包括在采煤工作面靠近 巷道处设置的密集木垛;抵消强烈的采动影响。
[0034] (4)、在采煤工作面后方60m范围的巷道内,采煤完成,形成采空区,拆除临时性支 护,采空区内的液压支柱和钢筋网抵住采空区上侧垮落的岩石,不使岩石落入巷道内,将采 空区上侧垮落的岩石在采空区下侧堆积,对采空区顶板形成自然支护。
[0035] (5)、留巷永久支护,其具体为,采用工字钢替换巷道内液压支柱;采用工字钢或废 旧钢轨替换采空区内的液压支柱;使用采空区上侧垮落的岩石在采空区下侧进一步堆积并 压实,形成自然支护;形成永久无煤柱支护。
[0036] 如上所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,具体为,在基 本支护过程中,打入的锚杆长度2.5m,采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆;打入的靠近上帮处 锚索长5m,顶板中部锚索长4m,靠近下帮处锚索长4m,锚索与锚杆上挂设钢带,所述的钢带 拱形设置在巷道顶部。
[0037] 如上所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,具体为,,液压 支柱为单体液压支柱,或摩擦支柱。
[0038] 如上所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,具体为,所述 的钢筋网的网面呈波浪形,采用直径8~12mm的钢筋编织,其网孔面积为0.3~0.6平方米, 钢筋网上边与下边设置有挂耳,挂耳挂设在锚杆上;钢筋网挂设方法为,钢筋网的上边通过 在锚杆固定在采煤工作面顶板,下边通过在锚杆固定在采煤工作面底板,将超前缺口与巷 道分隔。
[0039] 如上所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采技术,具体为,在采 煤工作面处的支护应满足下式所得的支护阻力:
Figure CN104358572BD00061
[0041] 式中:射威为下帮煤体对顶板岩层的支承力所产生的总弯矩;召切顶阻力,MPa; 矜为岩层容重,kN/m3;%为岩层厚度,m;沒留巷巷道宽度,煤体松动区中心至^免点距离, 趙为岩层破断特征尺寸,m。
[0042] 本发明的有益效果在于:
[0043]本发明采用联合支护技术,在倾角为25~50°变化,采高为0.5~3.5m的大倾角急倾 斜煤层中实施无煤柱开采技术,本发明合理利用采空区矸石垮落的特点,通过将采空区上 侧垮落的矸石自然滑到到采空区下侧,并利用支护装置将矸石全部挡在下侧采空区,形成 自然支护,成功完成无煤柱沿空留巷的技术,将掘进巷道留到下一个采煤工段继续使用,少 掘一条巷道。
[0044] 联合支护包括采用锚索、锚杆、锚网、单体液压支柱、工字钢、钢筋网、横梁、支垛联 合支护。
[0045] 距采煤工作面的位置不同,顶板来压不同,需要的支护不同,本发明根据采煤工作 面位置,合理设置不同的支护方式,在采煤工作面进行提前有利支护,减少后期切顶的不利 影响,成功降低了支护成本。
[0046] 经济价值计算:
[0047] 按1.3米的煤层高度计算,巷道每米平均将增加材料与人工支护成本750元;每米 平均多采煤9.45吨,价值约7100元;若重新掘进巷道按3500元/米,少掘进一条巷道将少支 出3500元/米。
附图说明
[0048] 图1为本发明基本支护示意图。
[0049] 图2为采煤工作面前方30米巷道内支护示意图。
[0050] 图3为采煤工作面处支护示意图。
[0051 ]图4为本发明留巷永久支护示意图。
[0052]图5工作面推进过程中采空区垮落情况图。
[0053] 图6为测区Π 顶板移近量。
[0054]图7为测区Π 顶板移近速度。
[0055] 图8为测区Π 两帮移近量。
[0056] 图9为测区Π 两帮移近速度。
[0057]图10为顶板离层观测量。
具体实施方式 [0058] 本实施例如下:
[0059] (1 )、基本支护:沿大倾角急倾斜薄煤层中掘进采煤巷道3,巷高3m,巷宽3.6m,巷道 3顶板倾斜角度与煤层5倾角一致,为38°~43°,底板水平,在待开采区侧的巷道壁为上帮, 另一侧巷道壁为下帮,在巷道内支行基本支护,其支护方式为,在巷道顶板进行锚索1与锚 杆2支护,并在锚杆上设置金属网,将巷道顶板覆盖,锚杆间距为0.8m、排距为0.8m、长度 2.5m,采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆,锚索布置在巷道顶板中部和两侧,锚索间距为 2.4m、排距为2.4m,靠近上帮处锚索长5m,坚直设置;中部锚索长4m,垂直于巷道顶板;靠近 下帮处锚索长4m,与水平倾角25°,锚索与锚杆上设置W型钢带4,以此形成基本支护。
[0060] (2)、随着采煤工作面的推进,在采煤工作面前方30m巷道内进行支护,具体为,巷 道的下帮及上帮设置单体液压支柱6对顶板支撑;下帮单体液压支柱坚直支撑;上帮单体液 压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处,单体液压支柱向下帮方向倾斜,与底板呈60°夹 角;此处支护主要为抵消较轻采动的影响,并为后期的加强支护作准备。
[0061 ] (3)、当采煤工作面推进至此,在采煤工作面处清理采煤工作面内顶板松软煤炭, 基本支护中的锚索重新预紧,在采煤工作面距离上帮lm处设置两排走向间距为lm的支柱7 将顶板进行支撑,在靠近煤壁的位置设置走向距离为〇. 3m的密集支垛8,在超前缺口内底板 设置间隔为〇. 8m的锚杆,锚杆长为lm,上部打入锚索及lm长锚杆,单排锚索排间距为2.4m; 两根锚杆间距〇.8m;在锚杆上挂钢筋网10,钢筋网的网面呈波浪形,采用直径10mm的钢筋编 织,其网孔面积为0.4平方米,钢筋网上边与下边设置有挂耳,挂耳挂设在锚杆上;钢筋网挂 设方法为,钢筋网的上边通过在锚杆固定在采煤工作面顶板,下边通过在锚杆固定在采煤 工作面底板,将采煤工作面与巷道分隔;在钢筋网上方铺一层锚网。
[0062] (4)、在采煤工作面后方60m范围的巷道内,进行滞后支护,具体为,拆除密集支垛; 留设支撑巷道顶板的液压支柱;留设锚索、锚杆、采空区9内的液压支柱、钢筋网;此时采空 区9顶板开如垮落,开始填入采空区。
[0063] (5)、留巷永久支护,其具体为,当采空区上侧顶板完全垮落后,并填满采空区下 侦L形成平衡,巷道内顶板形成悬臂梁结构,采空区下侧形成稳固。此时可拆除单体液压支 柱,并在巷道上帮设置间距为1.6m的工字钢支柱11,向下帮方向倾斜,与底板呈60°夹角。留 设锚索、锚杆、钢筋网,形成永久支护。
[0064] 大倾角、急倾斜煤层顶板活动特点:
[0065] 通过大量的现场观测和实验研究总结出大倾角、急倾斜煤层走向长壁工作面顶板 岩层活动具有以下特征:
[0066] (1)工作面开采具有初次来压和周期来压现象,初次来压和周期来压强度(显现程 度)取决于顶板岩层中"主承载结构"(采场空间上覆未破坏的"似壳结构"与破坏的"倾斜砌 体结构"的总称,是大倾角煤层采场特有的结构)的岩性、厚度(组合厚度)、上覆岩层荷载、 "结构"极限稳定跨距以及"主承载结构"形成的层位(距煤层的距离)等。与缓倾斜煤层开采 时相比,在顶板条件相同时,老顶来压的步距较大,持续时间较长,但来压强度较同样岩性 及生产技术条件下的缓倾斜煤层要小。
[0067] (2)由于采空区下部充填较饱满,使得这部分的直接顶板不会自由冒落,而会在前 方工作面煤壁、支架,下帮煤体、巷内、巷旁支护体及采空区后方已跨落矸石自然下滑后按 自然安息角形成的堆积体的共同支承下大块度的断裂,相互挤压铰接获得平衡。
[0068] (3)随着采空区下部冒落矸石的逐渐压实,老顶岩梁弯曲、断裂并回转下沉,与缓 斜近水平煤层相比,倾斜下部老顶的断裂跨度大、在采空区的回转下沉量小,老顶极易取得 平衡,这为沿空留巷提供了有利条件。
[0069] 大倾角、急倾斜煤层顶板稳定性分析:
[0070] 1、直接顶稳定性分析
[0071] 由于大倾角、急倾斜煤层直接顶冒落沿倾斜方向是由上往下发展,采空区中上部 冒落的直接顶矸石沿底板下滑,将采空区下部充填饱满,因此采空区下部的直接顶不会冒 落,虽断裂但会受矸石的支承作用而处于稳定状态。对巷道上帮而言支护理念和原则是护 而不是支,更不是切顶,只要能防治采空区的矸石不串入巷道内就行了。
[0072] 对于巷道内的直接顶板,由于原生结构面和矿压裂隙的影响,可能造成离层和冒 落,因此这部分直接顶的载荷应由支护物全部承担,其支护理念和原则是维持直接顶的完 整性,尽量减少直接顶之间和直接顶与老顶之间的离层,使直接顶与老顶同步运动,因此应 支、护并重,最好采用主动的联合的支护方式。
[0073] 2、老顶稳定性分析
[0074] 随着采空区下部矸石的逐渐压实,老顶岩梁以下帮煤壁附近为支承点发生弯曲、 折断,并向采空区方向回转下沉。由于采空区被矸石充填饱满,而矸石的初始碎胀系数只有 1.3左右,因此老顶断裂岩梁在采空区一端的下沉量最多只是采高的30%,按相似三角形原 理,在巷道高帮处的顶板下沉量会小许多,若老顶断裂岩梁的跨度越大则巷道高帮处的顶 板下沉量会越小。因此煤层倾角越大、采高越小、老顶越厚、老顶强度越高、沿空留巷的顶板 下沉量越小。
[0075] 老顶岩梁在下帮煤壁附近断裂后,因岩层的下滑分力随倾角增大而增大,在断裂 面上岩梁的倾斜推力比同样顶板条件下的缓斜和近水平煤层要大许多,而断裂面上岩梁的 法向下滑分力却比同样顶板条件下的缓斜和近水平煤层要小许多。按剪切失稳分析老顶岩 梁断裂后的稳定性,则稳定性系数为:
[0076] K=T tan〇/R
[0077] 式中:K 一老顶岩梁断裂后的稳定性系数;T 一在断裂面上岩梁沿倾斜方向的推力; R-在断裂面上岩梁沿岩层法向的下滑力;Φ-断裂面摩擦角。
[0078] 由上分析可见,大倾角、急倾斜煤层在沿空留巷条件下老顶岩梁的稳定性远远高 于缓斜和近水平煤层。因此对老顶稳定性的控制理念和原则是,可以不考虑支护物对老顶 的作用。但因顶板的倾斜分力较大,下帮煤体的应力集中程度较大,应加强对下帮煤壁的支 撑,防治片帮并尽量减小煤体破碎带的宽度。
[0079] 关于沿空留巷的形成和分析:
[0080] 1、沿空留巷支护原理分析:
[0081 ]在岩层发生离层前,及时进行支护,使顶板岩层与上覆岩层形成一个整体,并不发 生离层,这样就能使顶板沿巷旁支护外侧采空区侧切断,垮落时对所架设的巷道支护的冲 击较小,顶板相对完整,支护承受的压力主要是采动应力,支护的变形也较小。若顶板离层 后再架设同样大小的支护,顶板岩层就会失去整体性,沿煤帮和巷旁支护体外侧采空区折 断,垮落时对支护的冲击较大,顶板承受的除了采动应力外还要承受该层本身的自弯矩,支 护变形也较大。及时合理的巷内支护对上覆岩层垮落具有明显的主动控制作用,因此及早 进行巷内支护以及保证支护具有较大的初撑力,对控制围岩活动是十分重要的。
[0082]沿空留巷顶板和煤帮的变形主要是由二期破断和后期活动引起的,其顶板下沉主 要是二期破断和后期活动共同作用造成的,因此,设计沿空留巷最大支护载荷主要以顶板 的前期规律为依据,设计沿空留巷最大支护变形主要以顶板的后期活动规律为依据。
[0083]沿空留巷技术是巷内支护与巷旁支护共同作用控制巷道围岩变形的开采技术,控 制煤帮强烈位移和保持顶板完整性是其关键。
[0084]沿空留巷上覆岩层的垮落表现为主动垮落和被动垮落两种基本形式,主动垮落由 自身弯矩引起,被动垮落由其上位岩层主动垮落引起,两种形式的多次垮落形成垮落循环。 [0085]沿空留巷围岩活动分为前期破坏活动,"二次破断"和"后期活动",三个阶段的围 岩活动将顶板岩层分成垮落区,错动离层带,二次破断区和煤壁支撑区。
[0086] 支护的前期作用主要是切顶,提高支护切顶作用效果的合理方式是及早支护,提 高支护初撑力、支护增阻速度以及前期支护刚度;支护的后期作用是保证下位岩层不垮落, 防止煤帮挤出或片帮造成巷道状况恶化;同时,要求巷道支架有足够的双向可缩性以适应 上覆岩层整体下沉引起的"给定变形"。即前期应"以切顶为主,切让兼顾"的原则,后期应坚 持"以让为主,让支兼顾"的原则。
[0087] 根据围岩活动规律,设计沿空留巷最大支护载荷主要以上覆岩层的前期规律为依 据,设计沿空留巷最大支护变形主要以上覆岩层后期活动规律为依据。
[0088] 2、走向和倾向砌体梁结构分析
[0089] 沿工作面推进方向上,顶板岩层垮落具有周期性破断特征:从煤壁向采空区依次 为结构活跃区、过渡区和压实区。其中活跃区主要位于工作面附近,过渡区域处于工作面倾 斜方向中部偏下区域,该区域岩层以倾向堆砌结构为主,该范围岩层在倾斜上部岩层挤压 作用和上方岩体重力的共同作用下处于基本稳定状态;稳定区岩层处于倾斜下部区域,即 靠近工作面运输巷范围内顶板,该范围顶板破坏以低层位裂断与离层为主,在受到倾斜上 部岩层下滑挤压作用下,该倾向堆砌结构较稳定。
[0090] 从图5为工作面后方垮落对比图,a区为工作面推进20米采空区垮落情况;b区为工 作面推进40米采空区垮落情况;c区为工作面推进60米采空区垮落情况;d区为工作面推进 80米采空区垮落情况。
[0091] 从图5可得出:随采煤工作面沿走向方向的推进,当推进20m时,采空区岩层未发生 明显破坏,只有伪顶和部分直接顶垮落。当推进40m的时候,采空区发生明显垮落,直接顶垮 落明显,并在工作面后方堆积。当工作面推进60m时,裂隙带和垮落带沿横向和纵向继续延 伸,老顶形成弯曲下沉带。工作面推进80m之后,裂隙范围继续扩大。
[0092]工作面后方30m之后,覆岩整体下沉,垮落的岩石被压实,裂隙减少,工作面后方 50m后覆岩移动开始稳定。根据此分析,确定支护各级支护方式,划分基本支护区、超前支护 区、超前缺口支护区、滞后支护区、留巷稳定区。
[0093] 3、前期切顶支护阻力计算
[0094]沿空留巷支护对围岩的前期作用主要是切顶作用,以保证顶板破断线位于支护外 侦k运用四边矩形板载荷条带分割法建立板条模型,取矩形叠加层板的最大弯矩及剪力所 在位置作为研究沿空留巷巷旁支护阻力的顶板载荷模型。
[0095]巷旁支护阻力需满足如下公式:
Figure CN104358572BD00101
[0097]式中.二爲~,在极限条件下,巷旁支护切顶阻力可表示为:
Figure CN104358572BD00102
[0099] 式中为岩层极限弯矩;为岩层抗弯弯矩;为下帮煤体对顶板岩层的 支承力所产生的总弯矩;乾奶为ΚΓ点岩层破断块产生的向下剪力;.切顶阻力,MPa;釣为岩 层自重集度;%为岩层容重,kN/m 3;^为岩层厚度,m;dl留巷巷道宽度,!11;_煤体松动区中心 至為3点距离,为岩层破断特征尺寸,Icosd
[0100] 由上式可知,巷旁支护切顶阻力不仅与岩层破断尺寸和巷道宽度有关,还与下帮 煤体的支承力有关,增加煤帮侧媒体强度,可减少巷旁支护切顶阻力。
[0101] 第二层及其以上的支护阻力计算与第一层不同,第二层及其以上的顶板支护切顶 阻力不仅需要人工支护提供,还需要已垮岩层边界之间的阻力支持。
[0102] 第二层情况:
Figure CN104358572BD00103
[0104] 式中蟲_二幾);銬为第一层岩层破断角;、乾〇分别为顶板第一层、第 二层岩层切顶后,在^生处已垮落岩层对残留边界的剪力。
[0105] 将岩层载荷代入,联立求解巷旁支护阻力得:
Figure CN104358572BD00104
[0107]同理,第m层岩层,巷旁支护切顶阻力可表示为:
Figure CN104358572BD00111
[0109] 式中,为1¾为各岩层破断特征尺寸;为各岩层破断角。规定誕二1、|^1其它与前 式相同。
[0110] 由上式第二项可知,通过加强巷内顶板岩层支护即用锚杆(索)将顶板岩层锚固起 来,可使煤帮处4点的总抗弯弯矩大大提高,从而减小巷旁支护切顶阻力,在实践中 应采取及时支护,防止顶板过早地沿巷道煤帮侧垮断;由上式第三项可知,使切断后的顶板 能够及时垮落,有利于减小切顶阻力。
[0111] 煤体极限平衡区宽度参照采煤工作面极限平衡区可按下式进行计算:
Figure CN104358572BD00112
[0113] 式中:¾为煤体极限平衡区宽度,为煤层与顶底板岩层交界面的聚粘力,MPa;
[0114] 約为煤层与顶底板岩层交界面的内摩擦角,°;召为支架对煤壁的支护阻力,MPa;
[0115] 浐为煤层与顶底板接触面的摩擦系数;,F为上覆岩层的平均容重,KN/m3#为应力集 中系数;嚴为开采深度,m;M为煤层厚度,111^为三向应力系数;卜(1+織瑪)/(km鹄)。
[0116] 4、巷旁支护体可缩量计算得:
Figure CN104358572BD00113
[0118] 式中:滅为巷旁支护体可缩量;备为老顶回转下沉;S为留巷巷道宽度,m;
[0119] %煤体松动区中心至砗点距离,为老顶岩梁周期破断步距,m。其中老顶回转下 沉4
Figure CN104358572BD00114
[0121] 式中:¾为老顶回转下沉量;%为离层带冒落高度,111;私为冒落矸石最终松散系 数;一般取1.05;屬为采高,m。
[0122] 采用增量形式,应变张量可表示为:
Figure CN104358572BD00115
[0124] 式中:1¾应变增量的张量,i,j=l,2;g节点的速度分量,i=l,2;
[0125] %节点坐标,i =1,2;汾时步。
[0126] 5、倾斜煤层矿压规律分析:
[0127] 随工作面沿走向方向的推进,当推进20m时,岩层未发生明显破坏,只有伪顶和部 分直接顶垮落。当工作面推进40m的时候,采空区发生明显垮落,直接顶垮落明显,并在工作 面后方堆积。当工作面推进60m时,裂隙带和垮落带沿横向和纵向继续延伸,老顶形成弯曲 下沉带,工作面后方30m之后,覆岩整体下沉,垮落的岩石被压实,裂隙减少。工作面推进80m 之后,裂隙ίϋ围继续扩大,且工作面后方50m后覆岩移动开始稳定。
[0128] 工作面向前推进200m时,工作面均已经进行多次周期来压,此时矿压规律较为稳 定,采空区内应力释放,前支撑压力和后支撑压力处出现应力集中现象。但是坚硬顶底板煤 层与软弱顶底板煤层也有不同的矿压规律。
[0129] 坚硬顶板的前支撑压力与后支撑压力分别达到3.5 γΗ与3.2 γΗ,而软弱顶板的前 支撑压力与后支撑压力分别为2.8 γ Η与2.5 γΗ。坚硬顶底板煤层的前后支撑压力集中系数 明显高于软弱顶底板煤层。同时坚硬顶板煤层的底板应力释放程度较软弱顶底板低。
[0130] 工作面开挖后,矿压重新分布,造成工作面的岩石随之发生破坏,通过分析可知: 工作面推进过后,上方岩层垮落,堆积在采空区内。而工作面前方煤壁也发生塑性变形,发 生塑性变形的区域大致与矿压集中区域一致。坚硬顶底板煤层由于岩层较为坚硬,能够承 受较大的矿压,所以塑性区区域较软弱顶底板小。坚硬顶底板煤层底板处没有塑性变形区 域,而软弱顶底板煤层底板出出现少量的塑性变形区域。
[0131] 巷道变形情况:
[0132] 沿空留巷方案顶板位移控制程度较好,顶板中心下沉量为170mm,最大下沉量为 280mm。底鼓量不是很大,底板中心底鼓量为44mm,最大底鼓量为48mm。低帮向巷内移动的最 大位移为98_。沿空留巷柔性支护与普通支护措施相比,对巷道的控制程度显著更好。
[0133] 在实验采区工作面巷道布设测试区(以下所述的测区Π ),测区Π 距开切眼100米 处。设三个观测断面,分别距开切眼90米处(Π 1)、100米处(Π 2)、110米处(Π 3),以检测矿 压。得矿压观测结果如下:
[0134] 1、表面位移观测:
[0135] 测区Π 观测断面巷道表面位移观测曲线如图6~9所示。
[0136] 测区Π 的Π 2观测断面巷道表面位移观测曲线如图可知:工作面前方40m以外的范 围内,巷道顶底板及两帮移近量不明显。随着工作面的临近,两帮移近量开始增大,但顶底 板移近量不明显,工作面回采对两帮的影响大于对顶底板的影响。在工作面煤壁处平均累 积两帮收敛量30_,平均最大收敛速度为16_/d,顶底板累积移近量为15mm,平均最大移近 速度为9mm/d。在工作面后方0~100m范围内为巷道围岩剧烈活动区,顶底板累积平均移近 量及两帮累积平均移近量分别为160mm和450mm,最大移近速度分别为7mm/d和22_/d,两帮 的移近量和移近速度明显大于顶底板。这主要是由于巷道高帮底板下滑和低帮煤体应力高 度集中所造成。
[0137] 2、锚索受力观测
[0138] 锚索的受力随工作面的靠近而逐渐增大,在工作面后方沿空留巷状态下达到最大 值为5.6~9.9MPa,平均最大值为6.3MPa。说明锚索的受力较好,从现场肉眼观察可见大部 分锚杆(索)的托板都发生了明显变形,说明锚杆(索)的受力较大,锚杆(索)的作用得以充 分发挥。
[0139] 3、顶板离层观测:
[0140] 测区Π 各观测断面的顶板离层量如图10所示,从图中可见,直接顶下位2m范围内 的顶板平均离层量只有5mm,说明锚、网、索联合支护有力地限制了直接顶的离层,维持了顶 板的完整性,支护选型及支护参数选择合理,达到了预期效果。

Claims (3)

1. 大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采方法,其特征在于,按如下方式进 行: (1 )、基本支护:沿大倾角急倾斜煤层中掘进采煤巷道,巷高2.8~3.2m,巷宽3.4~ 3.8m,巷道顶板与煤层倾角一致,在巷道内进行基本支护,其支护方式为,在巷道顶板进行 锚索锚杆支护,锚杆上设置钢带,钢带上设置金属网形成锚网,将巷道顶板覆盖,锚杆间距 为0.6~lm,排距为0.6~lm;锚索布置在巷道顶板中部和两侧,锚索间距为2.2~2.6m、排距 为2.2~2.6m,靠近上帮处锚索竖直设置,中部锚索垂直于巷道顶板,靠近下帮处锚索与水 平倾角20°~30°,以此形成基本支护; (2) 、在采煤工作面前方30m巷道内的下帮及上帮设置液压支柱支撑顶板;下帮液压支 柱竖直支撑;上帮液压支柱的底端安放在上帮与底板夹角处,并向下帮方向倾斜,与底板呈 55°~65°夹角; (3) 、在采煤工作面处进行加强支护和挡矸支护,抵消采动影响,同时挡矸支护抵挡采 空后垮落的岩石,不让岩石落入巷道内,具体为,在靠近巷道的采煤工作面内设置支护柱将 采煤工作面顶板支撑,在采煤工作面底板及顶板打入锚索及锚杆,在锚杆上挂钢筋网进行 挡矸;设置临时性支护,包括在采煤工作面靠近巷道处设置的密集木垛;更进一步具体为: 清理采煤工作面内顶板松软煤炭,基本支护中的锚索重新预紧,在采煤工作面内距离上帮 0.8~1.3m处设置两排走向间距为0.8~1.3m的液压支柱将采煤工作面顶板进行支撑并挡 矸,底板上的锚杆间隔为0.6~lm,顶板上的锚索间距为2.2~2.6m,顶板上的锚杆间距为 0.5m~0.8m,在锚杆上挂钢筋网进行挡矸,所述液压支柱为支护柱; (4) 、在采煤工作面后方60m范围的巷道内,采煤完成,形成采空区,拆除临时性支护,留 设挡矸支护,采空区内的液压支柱和钢筋网抵住采空区上侧垮落的岩石,不使岩石落入巷 道内,将采空区上侧垮落的岩石在采空区下侧堆积,对采空区顶板形成自然支护; (5) 、留巷永久支护,具体为,采用工字钢或废旧钢轨替换采空区内的液压支柱,留设锚 索、锚杆、钢筋网,留设采空区内的支护柱,在支撑同时挡住采空区垮落的矸石,将采空区上 侧垮落的岩石在采空区下侧进一步堆积并压实,形成自然支护,完成永久无煤柱支护; 在基本支护过程中,打入的锚杆长度2.5m,采用直径20mm的左旋螺纹钢锚杆;打入的靠 近上帮处锚索长5m,顶板中部锚索长4m,靠近下帮处锚索长4m,锚索与锚杆上挂设钢带,所 述的钢带设置在巷道顶部且呈拱形。
2. 如权利要求1所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采方法,其特征 在于,液压支柱为单体液压支柱,或摩擦支柱。
3. 如权利要求1所述的大倾角急倾斜煤层自然垮落充填护巷无煤柱开采方法,其特征 在于,所述的钢筋网的网面呈波浪形,采用直径8~12mm的钢筋编织,其网孔面积为0.3~ 〇.6平方米,钢筋网上边与下边设置有挂耳,挂耳挂设在锚杆上;钢筋网挂设方法为,钢筋 网的上边通过锚杆固定在采煤工作面顶板,下边通过锚杆固定在采煤工作面底板,将超前 缺口与巷道分隔。
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