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综放面底板采动应力场的矿压显现规律

2005/10/21 15:12:20       

摘要 综采放顶煤开采一次采出厚度与覆岩运动范围成倍增加,采动应力大.以井下实测资料为依据,研究了综放面底板采动应力场对跨采巷道的作用,揭示了综放面底板采动应力场的基本特征及其跨采巷道矿山压力显现规律.
关键词 综放开采 跨采巷道 矿山压力
中图法分类号 TD 322.1

Study on the Behaviour Law of Ground Pressure Caused by Mining
in Floor Under Fully_Mechanized Sublevel

Han Jisheng Jiang Jinquan
(Research Center of Strata Control, SIMT, Tai
′
an 271019)
Feng
 
Zengqiang
(Nantun Coal Mine)

Abstract The thickness of coal, moving scape of over burden rocks and stress caused by fully_mechanized sublevel caving mining are much bigger than that of slice mining. According to the surveyed data, the authors have studied the influence of caving face to roadway in floor, and revealed the behaviour law of ground pressure around roadway under caving face and the basic characteristics of the stress field in floor.
Keywords
 fully_mechanized sublevel caving; roadway influenced by overhead mining; ground pressure

0 引 言
  我国煤矿邻近煤层和厚煤层煤的产量占全国总产量的60%,其底板岩巷约有2/3采用上部煤层跨采的布置方式.随着放顶煤开采技术的逐步推广,其产量大、效率高的优点逐渐得以充分发挥.综采放顶煤开采一次采出厚度与覆岩运动范围成倍增加,其采动应力场对跨采巷道的作用与分层开采有很大不同.本文在南屯煤矿13上04等综放面跨采巷道实测分析的基础上,研究了综放面底板采动应力场及其跨采巷道的矿压显现规律.

1 南屯矿13上04综放面与跨采巷道工程条件及矿压实测方法
1.1 综放面与跨采巷道的工程条件
  13上04综放工作面位于一采区南部,北为尚未开采的13上03工作面,南为13上05 1工作面采空区,西为一采区西部断层,东为煤层露头.工作面走向长度1 032.5 m,倾斜长154 m,煤层厚度5.46 m,倾角4°,煤层赋存稳定,硬度f=2~3.工作面平均采深246.5 m,老顶为厚度6~8 m的细砂岩,直接顶为厚度3~5 m的粉砂岩,伪顶为厚度0.2~0.6 m的砂质泥岩,底板为厚度3~5 m的细砂岩.
  该面采用综放一次采全高全部垮落法采煤,割煤高度为2.8 m,放煤高度为2.66 m,循环进尺为0.6 m.工作面走向中部跨采 —— 采区中部轨道巷、皮带巷,1305下煤集位于13上05 1采空区边缘(与其顺槽重叠),1304下煤集位于未开采的13上03工作面下方,距上顺槽外错44 m,煤集与顺槽之间由联络巷沟通.轨道巷距工作面底板法向距离22 m,围岩为细粉砂岩互层;皮带巷距工作面法向距离27 m,围岩主要为泥岩及4煤层.均为拱形断面,锚网喷支护.
1.2 跨采巷道矿压实测方法
  按照图1布置如下测点:

0061.gif (10179 bytes)

图1 测点布置图
Fig.1 Layout of surveying points

  (1)实测横跨巷道与跨采面不同位置关系条件下的围岩移近过程和移近量,在一采区中部轨道巷中布置8个(1~8号)位移测点.
  (2)实测横跨巷道在跨采作用下的锚杆支护受力状况,跨采前在一采区中部轨道巷中的4号、5号测点各打5根锚杆,分别布置在两帮、顶部、两肩部,共10根锚杆,安装10个锚杆测力计.

  (3)实测跨采工作面侧向采动影响,在煤集联络巷中布置4个测点,实测侧向不同位置的巷道围岩移近状况.
  (4)实测1305下煤集、1304下煤集围岩移近,各布置2个测点(A、 B及C、 D).

2 综采面底板采动应力场作用下矿压显现的过程特征
2.1 跨采面下方巷道矿压显现过程特征
  一采区中部轨道巷矿压显现中,位于跨采面中部下方的4号测点最为明显(见图2).巷道在跨采面前方51 m处开始受到明显的采动影响;至跨采面后方-16 m时移近速度达到峰值,为7.2 mm/d;在跨采面后方-28 m趋于稳定.从工作面下方3~6号测点看,跨采作用的明显影响区为+50~-20 m,移近速度峰值达到3~7 mm/d.

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图2 4号测点变形过程
Fig.2 Deformation process of №.4 surveying point

2.2 跨采面侧向采空区下方巷道矿压显现的过程特征
  如图3所示,8号测点位于13上05
1采空区下方(采空区内侧20 m),相邻的13上04综放面推采过程中矿压显现过程为:在工作面前方基本不受采动影响,在工作面后方覆岩运动引起的二分层煤体支承压力增加过程中(-16~-140 m),巷道变形也很小,只增加7 mm.可以说,跨采面侧向采空区下方巷道基本不受跨采影响.

0063.gif (3014 bytes)

图3 8号测点变形过程
Fig.3 Deformation process of №.8 surveying point

2.3 跨采面侧向煤体下方巷道矿压显现的过程特征
  以1304下煤集通道围岩变形过程为例,各测点从工作面前方+50 m处开始受到明显的采动影响,随工作面逼近,采动影响更加明显;在+20~-120 m范围内,受支承压力和上覆岩层运动的影响,
采动影响最为强烈,峰值移近速度达到4~5 mm/d,此间的变形量占实测期间总变形量的90%;-120 m以外,巷道处于支承压力作用之下,围岩移近速度仍然保持在一个较大的数值上,为0.5~2 mm/d.跨采面侧向煤体下方煤集通道的顶底板移近量分布中,围岩变形量在采空区边界附近最大(见图4),其中距离为10 m的Ⅰ号测点跨采后变形量增加61 mm,远离采空区边界变形量逐渐减小,距采空区边界40 m以上时,受侧向支承压力的影响已很小,工作面跨采布置时,合理方案之一是将煤集或岩巷外错40 m.

0071.gif (2364 bytes)

图4 顶底板移近量分布
Fig.4 Distribution of the conver_gence between roof and floor

3 底板采动应力作用的区域性特性
  跨采工作面不同空间位置上的支承压力及其底板应力不同[1,2],跨采巷道矿压显现具有明显的区域性(见图4和图5),这是合理布置跨采面与跨采巷道的依据.跨采面中部下方(Ⅱ区)的采动影响较大,跨采引起的变形量为47 mm;工作面侧向煤体下方(Ⅲ1区)采动影响也较大,而且长期处于侧向残余支承压力作用之下,必受到相邻工作面跨采时的叠加支承压力作用(Ⅲ2区),即先经历Ⅲ1区,再经历Ⅲ2区;从工作面中部到实体煤侧顺槽下方采动影响逐渐减小,在Ⅰ区最小.
  3上煤层13上04综放面及3煤层3307工作面跨采时矿压显现的区域性特征是一致的,这为巷道和跨采面
布置、减轻跨采巷道矿山压力作用提供了条件.

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图5 一采中部轨道巷跨采后的变形量分布
Fig.5 Distribution of deformation

of railroad after mining


4 跨采巷道锚杆支护受力特征
4.1 锚杆支护受力的变化规律
  
如图6所示,锚杆受力随跨采面推进的变化过程分为3个阶段:

0073.gif (2119 bytes)

图6 4号测点锚杆受力变化
Fig.6 Various force on bolts at №.4 surveying point

  (1)在巷道未受到跨采面支承压力作用时,即距跨采面50 m以外,锚杆受力处于跨采作用前的稳定阶段;
  (2)与巷道围岩变形相对应,从+50 m开始至-28 m锚杆受力受跨采影响而迅速增大,处于跨采作用的增阻阶段;
  (3)-28 m以外,锚杆受力平稳,缓慢渐增,处于跨采作用后的平稳缓增阶段.
  由此可见,跨采面下方的跨采巷道锚杆支护受力过程与围岩变形过程相对应,锚杆受力增量是由围岩变形所致.
4.2 跨采巷道锚杆支护受力的分布特征
  一采区中部轨道巷安装了观测锚杆,其初锚力及跨采后的锚固力见表1.由此可见,跨采产生的锚杆受力增量两帮平均为13.851 kN,顶部平均为8.935 kN,肩部平均为1.295 kN,即两帮增量最大,顶部次之,肩部很小.两帮最大增量达到28.25 kN,顶部最大增量达到18.23 kN.巷道跨采引起的锚杆受力增量大小与锚杆的初锚力无关.跨采后,两帮锚杆受力达到15.20~41.79 kN,顶部锚杆达到5.02~23.0 kN.跨采后巷道两帮及顶部喷层局部脱落.
  实测结果表明,两帮和顶部锚杆对控制巷道围岩变形与稳定起到最为重要的作用.
  由此可见,综放面底板采动应力作用具有较强的过程特征及区域性特征,相应地,支护受力也有着显著的规律性.这些规律可以作为合理布置巷道、安排开采顺序及进行支护设计的理论依据.

表1 一采区中部轨道巷跨采后锚杆受力的分布
Tab.1 Distribution of the force on bolts atfer mining kN 

断面 部位 初锚力 受采后锚杆受力 增量
4号 帮
肩
顶
肩
帮
22.90
3.18
4.77
4.95
11.96

29.19 
2.66 
23.00 
4.95 
25.01 

6.29
-0.52
18.23
0
13.04
5号 帮
肩
顶
肩
帮
7.52
12.49
5.40
7.84
13.54
15.20 
9.93 
5.02 
16.10 
41.79 
7.68
-2.56
-0.36
8.26
28.25
平均增量     帮:13.815 顶:8.935 肩:1.295

第一作者:韩继胜,男,1972年生,助教.
国家自然科学基金资助项目,编号:59634034.

作者单位:(韩继胜 蒋金泉)山东矿业学院矿山压力研究所 泰安271019
     (冯增强)南屯煤矿

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