特厚煤层综放开采采空区内侧向覆岩运动特征及应用.doc

特厚煤层综放开采采空区内侧向覆岩运动特征及应用特厚煤层综放开采采空区内侧向覆岩运动特征及应用摘 要：在水帘洞煤矿主采特厚煤层采空区内回风巷进行了本安在线矿压观测，。基于得到的（研究了）特厚煤层综放开采采空区边缘的巷道支护有效（好像不通顺）和覆岩运动特征，建立了沿空覆岩侧向结构模型；根据直接顶充填系数和岩层结构说明了侧向煤体压力较小的原因；确定了3801回风巷沿空所砌隔离墙 “应力-应变”关系，研究结果表明其承载力能保持采空区内顶板稳定，能有效防止贯穿煤柱的裂隙发育；实测采空区侧向支承压力峰值与采空区边缘距离16m,考虑侧向煤体压力较小及煤柱裂隙发育预计，取区段煤柱宽度为8m。按设计施工3802运输巷后变形量较小，监测的CO和CH4浓度说明区段煤柱隔离采空区效果良好，试验在掘进下区段巷道期间取得了成功。（是否改为：3801回风巷区段煤柱设计参数在3802运输巷施工中得到成功应用，监测表明3802运输巷变形量较小，CO和CH4浓度低，说明煤柱隔离采空区效果良好，）研究结果较以往（去掉）区段煤柱宽度较常规设计（是否合适？）减少了73%,可多采出区段煤柱44万吨，大大提高了资源回收率。关键词：特厚煤层 综放开采 采空区 覆岩运动特征 区段煤柱 5特厚煤层综放开采技术是国际上近年来发展起来的一项新的开采技术，通过众多科技工作者的努力，取得了大量有益的研究成果，大大推进了特厚煤层综放开采技术的进步孔令海。但至今为止，对于特厚煤层综放工作面的区段煤柱还没有一种能适应不同条件的完善的设计理论和方法。如果利用理论计算确定煤柱宽度，为简化计算模型，可能会忽略一些重要的影响因素，同时合理的计算参数的确定难度较大，计算结果的可靠性无法保证。如果利用经验方式确定，由于不同采面煤层埋深、强度、厚度、围岩岩性、夹矸、倾角等各不相同，确定的煤柱宽度不一定能适应实际工程的需要。因此，现场的实测技术就显得更加重要，其可靠性相对来说也比较有保证。彬长矿区水帘洞煤矿4#煤均厚9.6m，为易燃高瓦斯工作面，采用综放一次采全高。水帘洞煤矿以往未开展采空区内侧向覆岩运动的实测，使得侧向覆岩结构位态和侧向应力分布规律不明确。为防止煤柱裂隙发育诱发发火及瓦斯溢出采空区，选择大煤柱（30m）方案以保证巷道稳定,使采区资源回收率降低18%左右，约损失煤炭320万t，使大量煤柱资源无法采出，这已是亟待解决的重大工程问题本研究采用最新的本安在线传输和抗干扰、抗深孔信号衰减的矿压监测技术，对水帘洞煤矿4#煤3801综放工作面进行监测，解决了采空区侧向覆岩运动观测的难题，通过对数据的分析，结合矿压理论，期望在安全开采的基础上，减少煤柱尺寸，同时对矿区类似条件的煤层开采有借鉴价值。彬长矿区水帘洞煤矿4#煤均厚9.6m，为易燃高瓦斯工作面。采用综放一次采全高，这种开采技术是国际上近年来发展起来的一项新的开采技术，尤其是中国众多科技工作者的研究，大大推进了特厚煤层综放开采技术的进步孔令海。水帘洞煤矿以往未开展采空区内实测采空区内侧向覆岩运动，不明确侧向覆岩结构位态，由此侧向应力分布规律不明确，为防止煤柱裂隙发育诱发发火及瓦斯溢出采空区，选择大煤柱（30m）方案以保证巷道稳定,使采区资源回收率降低18%左右，约损失煤炭320万t，使大量煤柱资源无法采出，这已是亟待解决的重大工程问题。至今为止，对于特厚煤层综放工作面的区段煤柱还没有一种能适应不同条件的完善的设计理论和方法。通过理论建立计算模型确定煤柱宽度的很多因素(可能是重要的因素)被忽略，很多重要参数确定的难度极大，其可靠性都无法保证。如果利用经验的方式确定，由于煤层埋深、强度、厚度、围岩岩性、夹矸、倾角等各不相同，由此确定的煤柱宽度不一定能适应实际工程的需要。现场的实测技术就显得更加重要，其可靠性相对来说也比较有保证。本文采用最新的本安在线传输和抗干扰、抗深孔信号衰减的矿压监测技术解决了采空区侧向覆岩运动观测的难题，通过对数据的分析，结合矿压理论，得出合理煤柱尺寸并进行应用验证。1 试验工作面生产地质条件因此在该矿3801综放工作面开展研究，期望在安全开采的基础上，减少煤柱尺寸，同时对矿区类似条件的煤层开采有借鉴价值。（与前面合并啦）3801综放工作面为首采工作面，埋深370m左右，走向长1918m，地质储量403.1万t，煤层倾角7，f=3.5，柱状图如图1示。采用综放采全高。回风巷留底煤1.5m布置巷道。钻孔应力计图1 煤层顶板柱状图及顶板多点位移计安装剖面图2 采空区内侧向覆岩运动特征2.1 矿压观测设计在3801综放工作面推进过程中设两个测区。在回风巷内布置4个顶板运移测孔，共8个位移测点（如图1示）；布置16个锚杆测力计、16个钻孔应力计，如图2示。观测目的在于揭示覆岩运动特征，掌握导致侧向煤体受力的覆岩结构特征参数，选择利于送巷的力学环境，且有利于防治瓦斯、防灭火的最佳区段煤柱尺寸，显著提高资源回收率。第一个测区设在3801回风巷C33东20m以外，观测范围为工作面前方87m开始观测，至工作面后方92m止。第二个测区在C19西16m以外，观测范围为工作面前方42m开始观测，至工作面后方47m止。两次观测时间为自2010年4月至2010年12月止。3801综放工作面图2 第二次观测平面图2.2沿空巷道支护受力特征图3为直至采空区92m的沿空巷道锚杆受力。在巷道进入采空区50m左右时，2#和6#锚杆测力计（均在巷道肩角部位）失效，说明发生了漏顶。5#、8#锚杆测力计（在帮部中间）读数降低后逐渐升高，说明煤壁稍微片帮之后，随实体煤位移加大，锚杆又及时承载， 1#、3#、4#、7#锚杆（靠近实体煤的顶板锚杆）保持正常读数，且读数逐渐稳定，说明沿空回风巷在采空区未发生垮塌；锚杆受力值最大95Mpa，远小于锚杆的抗拉强度490MPa，也说明锚杆仍然有效支护。图3 沿空巷道锚杆受力监测 2.3沿空巷道覆岩移动特征 图4为沿空巷道覆岩离层移动曲线，顶板4m、8m、16m、24m位移点观测有效，说明靠近实体煤上方覆岩未发生抽冒现象；在进入采空区10m左右离层运动加速，说明工作面后方侧向发生周期来压；顶板16m位置位移量大于顶板24m位置位移，说明24m位置（上位直接顶）岩层已形成一定结构“岩-矸结构”，与16m位置（下位直接顶）岩层发生了离层；从工作面后方25m之后，所有位移不再变化，说明覆岩形成了稳定的平衡结构。图4 沿空巷道覆岩离层移动曲线2.3沿空巷道实体煤侧向应力分布特征图5为第一次观测钻孔应力，说明：（1）孔深4m、8m、12m的钻孔应力计读数在工作面后方9-13m范围内（A区域）降低，说明侧向老顶发生周期断裂失稳，处于低应力区（内应力场）；（2）孔深16m、20m位置的钻孔应力计读数在工作面后方9-13m范围内（B区域）稍有升高，说明侧向老顶发生周期断裂失稳，处于应力升高区（外内应力场）；（3）实测采空区侧向支承压力峰值与采空区边缘距离16m（C、D区域）。第二次钻孔应力实测读数与第一次观测规律一致。BADC图5第一次观测钻孔应力2.5沿空覆岩侧向结构特征根据直接顶的特性和岩层质量指数三因子理论，得直接顶厚度MZ=24m，其中下位直接顶厚度按18.0m，上位直接顶厚度按6.0m。直接顶上面3.7m厚的细砂岩为老顶，其上面的1.5m厚的粉砂岩、1.5m厚的粉细砂岩、2.0m厚的细砂岩随其协同运动。3801工作面直顶接厚度hi=24m，煤层采高hm=9m，得充填系数Nhihm=2.67。表明采空区基本充填满，几乎可以不考虑老顶的作用力。“岩矸”结构是指未垮落岩层与已垮落矸石挤压而形成的半拱结构。3801工作面回风巷直接顶冒落充分，能够充实采空区，老顶有一定的来压步距，因此确定回风巷顶板结构为：上位直接顶形成“岩矸”结构，老顶为“岩-梁”结构，如图6示。由于确定沿空巷道在上位直接顶形成的“岩矸”结构和老顶的“岩-梁”结构保护下，处于应力降低区域，因此巷道完整不垮落。图6 沿空覆岩结构模型3基于沿空巷道隔离墙体“应力-应变”特征的围岩稳定性分析3.1隔离墙体“应力-应变”关系3801工作面为易燃煤层，为防止采空区与工作面连通，导致采空区发火，在3801工作面与回风巷交叉点处砌筑隔离墙（如图1示），采用袋装碎矸（粒径0-10mm）垒砌。长宽高间距为3500mm1000mm30003000mm。沿空回风巷稳定性计算主要内容为：采空区隔离墙的动态承载能力（用表示）；隔离墙受力(覆岩压力)分析（用表示）。在上面研究基础上，如果，则沿空回风巷稳定，顶板不会塌落。研究采空区隔离墙的动态承载能力，需要研究袋装矸石压实变形与围岩协调运动关系规律。实测矸石粒径小于10mm。对矸石侧向位移加以约束，设计了固定侧向约束的大尺度矸石体单轴压缩实验，最大加压为5.5MPa。采用位移加载，加载速率为2mm/min，选用500KN传感器，即最大加压为5.5MPa。图7为实测的轴向应力-应变关系曲线。 图6轴向应力-应变关系3.2沿空巷道的围岩稳定性分析根据沿空巷道覆岩结构模型和充填系数N2.67，确定隔离墙主要承担上覆顶煤和下位直接顶重量，隔离墙变形能力较大，可以认为不承担老顶重量。因此确定的隔离墙承载力为，顶板稳定时的支撑强度；MD顶煤厚度，MD=4m；D容重，D=1.4104N；MZ下下位直接顶厚度，MZ下=18m；Z下位直接顶容重，D=2.7104N；则=0.55MPa。墙体承载力3时，沿空回风巷保持稳定，要求1.7MPa即可（写明理由）。根据隔离墙体轴向“应力-应变”关系（图8），墙体应变为0.07时，墙体1.7MPa，满足支撑要求。此时沿空回风巷下沉量为210mm左右。由于顶板锚杆、锚索支护作用及巷道沿采空区冒落碎矸的支撑作用，实际监测的顶板离层远远小于210mm。考虑墙体能够沿采空区切断顶煤和直接顶板，实体煤能够沿巷帮切断顶煤和直接顶，随顶板下沉，墙体轴向应力迅速升高，能满足支承顶煤和直接顶，故顶板保持稳定（此部分没有看懂）。4 区段煤柱尺寸优化由前可知，3801特厚煤层综放面开采后的采空区侧向支承压力分布形成典型的内外应力场，由此确定内应力场送巷两种方法，即分为无煤柱送巷和小煤柱送巷。无煤柱送巷虽然能充分开采煤炭资源，但存在巷道通风、上区段采空区残煤自燃等不利因素，尤其该煤层为易燃高瓦斯煤层，会人为制造重大危险源，因此最佳煤柱尺寸应是在煤柱煤体不发生裂隙向采空区漏风，诱发自燃的条件下，最小的煤柱尺寸。根据以往工程案例，在类似3801综放侧向应力分布条件下，巷道中心位置应小于采空区侧向支承压力峰值与采空区边缘距离16m的一半。考虑侧向顶板结构条件下充填系数N值较大，和直接顶形成“岩矸”的结构，老顶的“岩-梁”结构特征，保证了集中压力较小（实际K1.35），因此取区段煤柱尺寸为8m，虽然巷道位置（巷道宽度4600mm左右）偏向实测的高应力4m，但在压力较小的情况下支护难度不大。采空区内3801回风巷稳定性分析表明，由于隔离墙支撑，沿空回风巷保持不塌落，可以减少覆岩运动对实体煤壁的拉伸、剪切破坏，从而有效防止贯穿煤柱的裂隙发育，对防止3801采空区的CH4等有害气体涌入3802运输巷，防止3802运输巷O2进入采空区导致浮煤自燃有重要意义，为选择小煤柱提供了可靠保证。5 工业性应用（应简化，主要讲如何应用和效果如何） 3802运输巷与3801回风巷区段净煤柱8m，3802运输巷掘进高度3400mm，宽度4600mm。3.1 支护设计及支护效果评价采用锚杆支护理论和冒落拱高度预计，确定3802运输巷顶板采用5根螺纹钢预拉力锚杆加W型钢带、菱形金属网支护，锚杆规格为M24-222400mm。锚杆间距800mm，排距900mm。巷道两帮采用螺纹钢等强锚杆、塑料网支护，锚杆规格为M24-222200mm。顶板每两排锚杆布置3根锚索，一排1根，另一排2根，钢绞线规格为227400mm。表面位移观测说明顶板最大沉降量为102mm，两帮最大相对移近量为65.1mm。验证了巷道位置和支护的合理性。3.2 区段煤柱隔离采空区效果评价留小煤柱沿空送巷的核心不仅是如何引用矿压原理来最大限度的保证支护安全，更重要的是如何防止已采面老空内瓦斯溢出及O2进入顶板裂隙区或进入采空区诱发自燃问题。因而对煤柱体破碎状况进行观察测试，也是评价煤柱尺寸和支护参数的重要依据。在运输巷内，每隔100m测煤壁附近瓦斯浓度。测定地点位置在工作面上部，左右角距顶、帮各200mm处布置一个CH4浓度传感器监测CH4浓度；在掘进迎头帮底各200mm处布置一个CO浓度传感器监测CO浓度，监测采掘过程中CH4、CO浓度的变化，并各取其最大值作为检查结果和处理依据。图8为2011年7月3802运输巷CH4、CO浓度，根据3802运输巷中测得CO浓度均为0，CH4浓度最大值为0.26%，其它时间与此基本一致，所测浓度说明采空区与运输巷之间气体没有交换，3802运输巷煤柱裂隙没有贯通。目前2100m 长的3802运输巷已安全掘进完毕。 图8 2011年7月3802运输巷CH4、CO浓度6 小结（1）实测得到特厚煤层综放开采采空区边缘巷道支护有效；得到顶板16m位置位移量大于顶板24m位置位移，由此结合矿压理论划分了上位和下位直接顶，建立了沿空覆岩侧向结构模型；（2）确定了隔离墙的“应力-应变”关系，其承载力能保持采空区内顶板稳定，结合覆岩结构，为评价侧向煤体压力较小提供了依据；（3）实测采空区侧向支承压力峰值与采空区边缘距离16m，考虑侧向煤体压力较