CN106988744A - 一种巷旁“支护体‑充填体”协调支护沿空留巷方法 - Google Patents

一种巷旁“支护体‑充填体”协调支护沿空留巷方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种巷旁“支护体‑充填体”协调支护沿空留巷方法,对于巷旁充填体(包括常规的矸石充填体、膏水充填体、混凝土砌块充填体等)与巷帮支护体(包括常规的单体支柱、金属支架、钢管混凝土支架等)协同作用进行了研究,改善了现有的沿空留巷方式。本发明的巷旁“支护体‑充填体”协调支护沿空留巷方法提高了沿空留巷技术的应用前景。

Description

一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法
技术领域
本发明涉及煤层沿空留巷技术领域,特别是涉及一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法。
背景技术
沿空留巷技术自20世纪50年代在我国开始使用以来,一直是我国煤炭开采的重要技术发展方向。到了70年代,巷旁支护开始采用混凝土砌块和密集金属支柱,并成功应用于中厚煤层。80年代,我国先后从英国、德国引进了充填材料和充填设备,并在阳泉、开滦、平顶山等矿区进行了工业性试验,取得了较好的效果,并逐渐认清了沿空留巷中的充填体既是限制变形体,又是适应变形体。经过十多年的研究、试验和推广,到90年代初,充填材料和充填设备已实现了国产化,中国矿业大学所研制的充填材料和设备在性能上已经超过了国外的材料和设备,此充填材料具有增阻速度快、支撑能力大、密封性能好和机械化程度高等优点,使得发展沿空留巷技术的关键问题得到了解决。
目前为止,在条件较好的薄及中厚煤层采煤工作面的沿空留巷技术已日趋完善,巷旁支护、巷内支护、加强支护及煤帮加固技术已趋成熟,但在条件困难的中厚煤层或厚煤层较大断面巷道中采用沿空留巷技术仍存在着一些技术难题,使得一些矿井在应用沿空留巷技术时没有取得预期的效果,甚至留巷失败,从而限制了沿空留巷技术更广泛地推广应用。
根据沿空留巷巷内和巷旁支护方式,我国沿空留巷技术的发展历程,大致可分为以下四个阶段。
第一阶段,20世纪50年代起,在煤厚1.5m以下的煤层中尝试着用矸石墙作巷旁支护,巷内主要采用木棚支护,其存在着矸石的沉缩量大、巷内支架变形严重、维护工作量大、工人垒砌矸石的工效低、劳动强度大、安全性差等问题,其应用范围受到极大限制。
第二阶段,20世纪60年代至70年代,在1.5~2.5m厚的煤层中应用密集支柱、木垛、矸石带、砌块等作为巷旁支护,巷内多采用木棚、工字钢梯形支架支护,沿空留巷取得了一定成功,并得到了一定程度的应用。
第三阶段,20世纪80年代至90年代,在大力推行综合机械化采煤后,随着采高不断增大,我国煤矿工作者在引进、吸收国外的沿空留巷技术的基础上,发展了巷旁充填护巷技术,巷内多采用型钢可缩性金属支架。90年代初期,沿空留巷理论与技术有了较大的发展,但由于巷内支护大多为被动支护,加之巷旁充填技术还不完善,其支护技术难以适应大断面沿空留巷的要求,在90年代中后期,沿空留巷技术应用范围又呈减少趋势。
第四阶段,21世纪以来,随着锚网索支护技术的推广应用和巷旁充填技术的不断完善,有些学者在厚煤层综放工作面进行了沿空留巷技术试验研究,如潞安矿务局常村煤矿S2-6综放工作面,巷内采用锚梁网索联合支护,巷旁支护运用高水材料充填加上空间锚栓加固网技术,进行综放大断面沿空留巷试验,并取得初步成功。
但是现有研究中,对于巷旁充填体(包括常规的矸石充填体、膏水充填体、混凝土砌块充填体等)与巷帮支护体(包括常规的单体支柱、金属支架、钢管混凝土支架等)协同作用方面并无相关研究,现有的沿空留巷方式,对巷旁的充填体、支护体都是单一的考虑其支护材料、支护强度,没有统筹考虑两者协同支护情况下的变形量、承载能力。包括沿空留巷模型的建立、支护体、充填体承载量的计算、支护体变形量的计算,以及具体的协同作用支护方法的确定,仍然需要进一步研究。
发明内容
本发明就是针对上述存在的缺陷而提供一种支护原理科学、可靠、理论计算方便的普遍适用于煤层回采巷道巷旁支撑体-巷帮支护体协同作用的充填工作面沿空留巷方法,进而提供一种沿空留巷巷旁支护体和充填体协同支护参数设计方法。对于巷旁充填体(包括常规的矸石充填体、膏水充填体、混凝土砌块充填体等)与巷帮支护体(包括常规的单体支柱、金属支架、钢管混凝土支架等)协同作用进行了研究,改善了现有的对巷旁的充填体、支护体都是单一考虑、没有统筹两者协同支护情况下的变形量、承载能力的沿空留巷方式。本发明的巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法提高了沿空留巷技术的应用前景。
本发明的一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法技术方案为:在保证充填高度和充填密实的情况下,直接顶将冒落充填上部空区,并对基本顶形成良好支撑;基本顶保持弯曲变现或破裂后铰接状态;为确保留巷断面和保持留巷稳定,需加固巷道直接顶使其形成梁,巷旁充填体和支护体一起控制梁的下沉;针对不同强度类型的充填体,计算出需要巷旁支护体的支护力,变被动支护为主动支护,同时根据直接顶断裂后的端部下沉量估算支护体的变形量,预先给刚性支护体留出变形量,从而保证巷道支护质量。
具体为:
(1)充填工作面沿空留巷力学模型
在保证充填高度和充填密实的情况下,直接顶将冒落充填上部空区,并对基本顶形成良好支撑。基本顶保持弯曲变现或破裂后铰接状态。因此,在设计充填工作面沿空留巷时可不考虑基本顶对巷道的影响。为确保留巷断面和保持留巷稳定,需加固巷道直接顶使其形成梁,巷旁充填体和支护体一起控制梁的下沉。
(2)沿空留巷支护体支护力计算
直接顶与巷旁充填体及支护体之间的力学关系如说明书附图图1所示,根据力矩平衡原理可计算出支护体的支护力。充填工作面沿空留巷围岩控制的关键在于:直接顶作为荷载体与巷旁充填体和巷旁支护体作为承载体要匹配,一是力的匹配,二是变形量匹配。
l-巷道宽度,m;B-巷旁充填体宽度,m;L-直接顶断裂块长度,m;R1-巷旁充填体支撑力,N;R2-巷旁支护体支护力,N。
由力矩的平衡原理可以计算出走向每米直接顶作用力为:
γmL2/2=R2l+R1(l+B/2)
式中:γ——直接顶的平均重力密度,kN/m3;m——直接顶的厚度,m;R2可认为是一定值,与支护方式有关;应变量,f(ε)表示巷旁充填体支护强度是关于巷旁充填体应变量的函数,f(ε)可表示为说明书附图图3所示的曲线。
图中ε=Δh/h,Δh为巷帮充填体压缩量,也是直接顶端部下沉量。由于ε与Δh呈正比,因此,f(ε)也可表示为f(Δh)。因此,巷旁充填体支护力R1可表示为
R1=Bf(Δh)
据此,得到
R2=γmL2/2l-Bf(Δh)(l+B/2)/l
可见,巷旁支护体支护力R2与直接顶端部下沉量呈反比,即直接顶端部下沉量越大,巷旁充填体支撑力越大,而所需巷旁支护体支护力越小。即所需巷旁支护体支护力与直接顶位态有关,控制位态越高,所需巷旁支护体支护力越大。
(3)充填工作面沿空留巷巷帮支护体预留变形量计算
基本顶的极限状态是沿留巷实体帮断裂回转
ΔS/C=Δh/L
式中:ΔS-岩层触矸处的沉降量,ΔS=(0.15~0.25)h′,h′为当量采高;C-基本顶运动步距;L-直接顶断裂块长度;△h-直接顶端部下沉量。
本发明的有益效果为:本发明的一种沿空留巷巷旁支护体和充填体协同支护参数设计方法,对于巷旁充填体(包括常规的矸石充填体、膏水充填体、混凝土砌块充填体等)与巷帮支护体(包括常规的单体支柱、金属支架、钢管混凝土支架等)协同作用进行了研究,改善了现有的对巷旁的充填体、支护体都是单一考虑、没有统筹两者协同支护情况下的变形量、承载能力的沿空留巷方式。本发明的巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法提高了沿空留巷技术的应用前景。
附图说明:
图1所示为巷旁充填体-巷帮支护体协同作用沿空留巷力学模型;
图2所示为直接顶与巷旁充填体及支护体之间的力学关系图;
图3所示为f(ε)曲线;
图4所示为基本顶最终位态图;
图5所示为巷旁充填体-巷帮支护体协同作用沿空留巷结构俯视图。
图中,1-关键层,2-基本顶,3-直接顶,4-煤层,5-巷旁支护体,6-巷旁充填体,7-采空区。
具体实施方式:
为了更好地理解本发明,下面用具体实例来详细说明本发明的技术方案,但是本发明并不局限于此。
实施例1
本发明的一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法:
充填工作面沿空留巷力学模型
在保证充填高度和充填密实的情况下,直接顶将冒落充填上部空区,并对基本顶形成良好支撑。基本顶保持弯曲变现或破裂后铰接状态。因此,在设计充填工作面沿空留巷时可不考虑基本顶对巷道的影响。为确保留巷断面和保持留巷稳定,需加固巷道直接顶使其形成梁,巷旁充填体和支护体一起控制梁的下沉。
沿空留巷支护体支护力计算
直接顶与巷旁充填体及支护体之间的力学关系如说明书附图图1所示,根据力矩平衡原理可计算出支护体的支护力。充填工作面沿空留巷围岩控制的关键在于:直接顶作为荷载体与巷旁充填体和巷旁支护体作为承载体要匹配,一是力的匹配,二是变形量匹配。
l-巷道宽度,m;B-巷旁充填体宽度,m;L-直接顶断裂块长度,m;R1-巷旁充填体支撑力,N;R2-巷旁支护体支护力,N。
由力矩的平衡原理可以计算出走向每米直接顶作用力为:
γmL2/2=R2l+R1(l+B/2)
式中:γ——直接顶的平均重力密度,kN/m3;m——直接顶的厚度,m;R2可认为是一定值,与支护方式有关;应变量,f(ε)表示巷旁充填体支护强度是关于巷旁充填体应变量的函数,f(ε)可表示为说明书附图图3所示的曲线。
图中ε=Δh/h,Δh为巷帮充填体压缩量,也是直接顶端部下沉量。由于ε与Δh呈正比,因此,f(ε)也可表示为f(Δh)。因此,巷旁充填体支护力R1可表示为
R1=Bf(Δh)
据此,得到
R2=γmL2/2l-Bf(Δh)(l+B/2)/l
可见,巷旁支护体支护力R2与直接顶端部下沉量呈反比,即直接顶端部下沉量越大,巷旁充填体支撑力越大,而所需巷旁支护体支护力越小。即所需巷旁支护体支护力与直接顶位态有关,控制位态越高,所需巷旁支护体支护力越大。
取γ=2.5×104N,m=3m,L=7.5m,l=4.5m,B=3m。将上述数据带入公式可得:
R2=2.5×104×3×7.52/9-3×(4.5+3/2)f(Δh)/4.5=4218.75×103-4f(Δh)
若控制直接顶位态Δh=0,即直接顶不下沉,此时巷旁充填体未被压缩,没有支撑力,需要巷旁支护体支护力为4218.75kN;若允许直接顶有一定量的下沉,巷旁充填体受压缩将提供一定的支撑力,所需巷旁支护体支护力将有所降低。假定巷旁充填体受压缩将后的支撑力为0.2MPa,则此时巷旁支护体支护力为4218.75kN-4×0.2×103kN=3418.75kN。
充填工作面沿空留巷巷帮支护体预留变形量计算
基本顶的极限状态是沿留巷实体帮断裂回转
ΔS/C=Δh/L
式中:ΔS-岩层触矸处的沉降量,ΔS=(0.15~0.25)h′,h′为当量采高;C-基本顶运动步距;L-直接顶断裂块长度;△h-直接顶端部下沉量。
取ΔS=0.2h′,h′=3.2-2.2=1.0m,L=7.5m,C=15m。带入上式可得
△h=0.2×7.5/15=0.1m=100mm
考虑到取值问题和实际充填高度问题,考虑一定的富裕,取支护体预留变形量为200mm。
在支护之前预先把支护体的预计变形量留出来,在顶板来压下沉的过程中跟随顶板下沉。一般支护体是刚性材料,顶板来压比较大,如果不预留变形量,支护体就会被顶板压垮、压变形。

Claims (4)

1.一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法,其特征在于,在保证充填高度和充填密实的情况下,直接顶将冒落充填上部空区,并对基本顶形成良好支撑;基本顶保持弯曲变现或破裂后铰接状态;为确保留巷断面和保持留巷稳定,需加固巷道直接顶使其形成梁,巷旁充填体和支护体一起控制梁的下沉;针对不同强度类型的充填体,计算出需要巷旁支护体的支护力,变被动支护为主动支护,同时根据直接顶断裂后的端部下沉量估算支护体的变形量,预先给刚性支护体留出变形量,从而保证巷道支护质量。
2.根据权利要求1所述的一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法,其特征在于,巷旁支护体支护力的计算:
直接顶作为荷载体与巷旁充填体和巷旁支护体作为承载体要匹配,每米直接顶作用力为:
γmL2/2=R2l+R1(l+B/2)
式中:
l-巷道宽度,单位m;B-巷旁充填体宽度,单位m;L-直接顶断裂块长度,单位m;R1-巷旁充填体支撑力,N;R2-巷旁支护体支护力,单位N;
γ-直接顶的平均重力密度,单位kN/m3;m-直接顶的厚度,单位m;R2是一定值,与支护方式有关;
f(ε)表示巷旁充填体支护强度,是关于巷旁充填体应变量的函数,ε=Δh/h,Δh为巷帮充填体压缩量,也是直接顶端部下沉量;由于ε与Δh呈正比,因此,f(ε)也可表示为f(Δh);因此,巷旁充填体支护力R1可表示为
R1=Bf(Δh)
据此,得到
R2=γmL2/2l-Bf(Δh)(l+B/2)/l
可见,巷旁支护体支护力R2与直接顶端部下沉量呈反比,即直接顶端部下沉量越大,巷旁充填体支撑力越大,而所需巷旁支护体支护力越小,即所需巷旁支护体支护力与直接顶位态有关,控制位态越高,所需巷旁支护体支护力越大。
3.根据权利要求2所述的一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法,其特征在于,巷旁支护体预留变形量计算:
ΔS/C=Δh/L
式中:ΔS-岩层触矸处的沉降量,ΔS=(0.15~0.25)h′,h′为当量采高;C-基本顶运动步距;L-直接顶断裂块长度;△h-直接顶端部下沉量。
4.根据权利要求3所述的一种巷旁“支护体-充填体”协调支护沿空留巷方法,其特征在于,支护体预留变形量为△h+100-300mm。
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Zhang et al. Stability control of gob-side entry retained under the gob with close distance coal seams
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An et al. Field and numerical investigation on roof failure and fracture control of thick coal seam roadway
Li et al. Numerical study on the response of ground movements to construction activities of a metro station using the pile-beam-arch method
Zhang et al. Mechanisms of the development of water-conducting fracture zone in overlying strata during shortwall block backfill mining: a case study in Northwestern China
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Lu et al. Cemented backfilling mining technology for gently inclined coal seams using a continuous mining and continuous backfilling method
Yang et al. Research and application of low density roof support technology of rapid excavation for coal roadway
Wu et al. Failure mechanism and stability control of surrounding rock in mining roadway with gentle slope and close distance
Wang et al. Improving stress environment in development entries through an alternate longwall mining layout
Fan et al. Opencast to underground iron ore mining method
Guo et al. Study on applicability of double layer superimposed primary support arch cover method for large-span station in upper soft and lower hard stratum
Yu et al. Innovative Control Technique for the Floor Heave in Goaf‐Side Entry Retaining Based on Pressure Relief by Roof Cutting
Li et al. Research on gob‐side entry‐retaining technology with coal rib and corner strengthened support in soft rock strata
Shen et al. Theory and Application of Gob‐Side Entry Retaining in Thick Three‐Soft Coal Seam
Sun et al. Research on Failure Mechanism and Stability Control Technology of Dynamic Pressure Roadway in Ultra-Thick Coal Seams Under a High Depth of Cover
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Wang et al. Grouting of bed separation spaces to control sliding of the high-located main key stratum during longwall mining
Yan et al. Research on low-density cross-border support technology for large-section coal roadway in shallow-buried thick coal seam
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