斜沟煤矿18505工作面支护优化.pdf

第 6 期 山 西 焦 煤 科 技 No. 6 2020 年 6 月 Shanxi Coking Coal Science 覆岩运动;围岩变形;支护优化 中图分类号TD353 文献标识码B 文章编号1672-0652202006-0035-06 沿空掘巷是指在确定工作面回采巷道位置时,沿 着靠近相邻区段工作面采空区边界附近布置回采巷 道的方法,沿空掘巷可划分为 3 种形式留设大煤柱 沿空掘巷、留设小煤柱沿空掘巷和完全沿空掘巷。 随 着地质条件的变化,沿空掘巷的支护-围岩关系也存 在一定程度上的差异性,因此巷道围岩控制时需综合 考虑各种因素的影响。 近年来,矿井开采向深部煤层 方向发展,此时采场围岩应力复杂程度高,且极易受 到原岩应力的影响,这些因素导致综放工作面沿空掘 巷布置及巷道维护难度系数增大。 沿空掘巷技术面 临煤柱合理留设、围岩应力分布规律、巷道维护与围 岩控制等一系列亟待解决的技术难题。 以斜沟煤矿 18505 工作面材料巷为研究背景,通 过理论分析、数值模拟计算、矿压现场监测分析等方 法,对 18505 工作面材料巷围岩控制技术进行研究, 以提高工作面煤炭回采率、控制支护成本、提高经济 效益。 1 工程概况 山西 西 山 晋 兴 能 源 有 限 责 任 公 司 斜 沟 煤 矿 18505 工 作 面 位 于 15 采 区, 工 作 面 走 向 长 度 为 6 442 m,倾向长度为 294. 6 m,工作面东侧为实煤 区,南侧为 15 采区上山大巷,北侧 247. 8 m 外是斜沟 煤矿井田边界,西侧为 18503 工作面采空区。 工作面 开采 8煤层,煤层均厚为 3. 86 m,平均倾角为 9. 2, 一般含 12 层泥岩夹矸,厚度不稳定。 煤层直接顶 为泥岩,均厚为 1. 84 m,节理裂隙较为发育;基本顶 为细粒砂岩,厚度为 0 15. 71 m,均厚 7. 89 m,岩层 呈中粒结构,块状构造,巨厚层状;底板为泥岩和中粒 砂岩。 工作面采用综采一次采全高采煤工艺,采高为 3. 86 m. 18505 工作面材料巷沿 18503 工作面采空区掘 进,区段煤柱为 13 m,巷道沿煤层顶板掘进,掘进宽 度 5. 2 m高度 3. 6 m,巷道原有支护方案为锚网与锚 索联合支护,顶板锚杆间排距为 900 mm900 mm,顶 板锚索间排距为 1 800 mm900 mm,两帮锚杆间排 距 1 000 mm900 mm,原有支护方式见图 1. 在现有 护巷煤柱宽度和支护方案下,巷道掘进期间两帮最大 变形 量 达 到 510 mm, 顶 底 板 最 大 移 近 量 达 到 400 mm,且易出现顶板冒顶、两帮煤壁片帮的现象, 为保障巷道围岩稳定需进行分析研究。 2 沿空掘巷覆岩运动特征 2. 1 沿空掘巷上覆岩层结构运动特征 针对厚煤层大采高工作面沿空掘巷而言,掘进前 后及回采过程中,其上覆岩层结构运动变化规律复杂 图 1 18505 工作面材料巷原有支护方式图 程度更高;沿空掘巷上覆岩层结构主要表现为垂直于 工作面的推进方向,且沿空掘巷留设的煤柱会受到多 次采动的影响;沿空掘巷顶板的关键层在煤体侧上方 发生断裂形成“弧形三角块”结构[1-2],模型中关键块 B 的受力状态对巷道围岩结构稳定性的影响程度最 高,见图 2. 图 2 沿空掘巷“弧形三角块”结构模型示意图 随着工作面回采作业的进行,覆岩基本顶的断裂 会导致其在侧向一定范围内形成悬臂梁结构,主要作 用是承担覆岩载荷。 随着工作面的推进,基本顶再次 发生破断并与周围岩体形成铰接结构,即基本顶关键 块结构,关键块体继而发生回转下沉,其两端分别由 煤柱和采空区矸石进行支撑,一般处于较稳定的状 态,这在一定程度上保证了巷道围岩的稳定性。 2. 2 沿空掘巷侧向支承压力分布特征 大采高工作面沿空掘巷时,可将沿空掘巷侧向支 承应力分布划分为 4 个区域,依次为内应力场破碎 区、内应力场塑性区、外应力场弹性变形区及原岩应 力区[3-4],沿空掘巷侧向支承应力分布见图 3. 沿空掘巷侧向支承应力分布区域特征如下 1 破裂区沿空掘巷邻近采空区侧煤体受剧烈采 图 3 沿空掘巷侧向垂直应力分布特征图 动影响,煤体内破坏变形严重,对上覆岩层的承载能 力较弱,需通过相应的支护技术或者措施进行围岩 控制。 2 塑性区。 这个区域内的煤体基本表现为塑性 受力状态,由于在应力峰值的影响范围内,因此煤体 内会出现应力集中现象,同时该塑性区域会随着工作 面推进发生变化,应力峰值范围也会随之发生改变。 3 弹性变形区。 处于应力峰值与非受采动影响 之间,此时煤体呈弹性状态,煤体对覆岩的承载作用 得到加强,因此该区域内巷道围岩变形量较小,且可 达到良好的支护效果。 4 原岩应力区。 处于非受采动影响范围之外, 属于原岩应力区域,随着巷道围岩应力水平的增加, 煤体的力学性质会发生变化。 为有效分析采空区侧侧向垂直应力分布规律,采 用 FLAC3D数值模拟软件,根据 18505 工作面材料巷 围岩 物 理 力 学 性 质 参 数 及 矿 井 地 质 资 料, 建 立 FLAC3D数值计算模型模型尺寸设为 300 m100 m 40 m,对模型底面进行固定,并限制其侧面在水平方 向的运动,模型顶面所承受载荷可通过估算法计算得 63山 西 焦 煤 科 技2020 年第 6 期 到,即 Z 轴方向施加工作面覆岩载荷 7. 5 MPa, X 轴 南北方向上的应力分量为 13 MPa,采用摩尔-库伦屈 服准则对模型进行计算,水平侧压系数取 1,煤岩层 物理力学参数见表 1. 表 1 巷道围岩各岩层岩石力学参数表 岩样名称 密度 / g/ cm3 抗拉强度 Rc/ MPa 抗压强度 Rc/ MPa 内摩擦角 φ / 内聚力 c / MPa 弹性模量 / GPa 泊松比 细粒砂岩2. 5404. 6726. 37459. 4812. 410. 25 泥岩2. 4313. 1623. 45336. 707. 390. 34 8煤1. 3920. 856. 40153. 002. 450. 29 泥岩2. 5253. 9725. 41297. 504. 810. 31 中粒砂岩2. 5634. 9528. 90399. 8013. 530. 35 根据数值模拟结果能够得出,在 18503 工作面回 采完成后,下区段实体煤内部的垂直应力云图及应力 分布曲线见图 4. 图 4 上区段工作面回采后垂直应力云图及煤体应力分布曲线图 由图 4 得出破裂区在距离煤壁 0 2 m;塑性区 为 212 m;弹性区为距离煤壁 1247 m,其中在距离 煤壁 12 m 的位置处,侧向支承压力达到最大值,约为 26. 11 MPa,应力集中系数约为 3. 7;原岩应力区在距 离煤壁 47 m 以外的范围。 基于上述分析可知,18505 工作面材料巷沿空掘 巷时留设 13 m 的煤柱,巷道布置在弹性区范围内,该 区域煤体相对完整,巷道位置选择合理,但巷道围岩 在现有护巷煤柱宽度下变形量较大,这表明原有巷道 的支护方案存在不合理,需进行优化设计。 3 围岩支护优化分析 3. 1 支护参数优化设计 1 主要支护参数计算。 a 锚杆长度。 顶板锚杆长度 L 按照悬吊理论进 行计算 L L1 L 2 L 3 1 式中 L1锚杆外露长度,m,一般取 0. 15; L2锚杆有效长度,m; L3锚杆锚固长度,m,一般取 0. 4. L2长度可由自然平衡拱理论计算得到 L2 K B 2f 2 式中 K安全系数,取 2; B巷道宽度,m,取 5. 2; f岩石坚固性系数,取 3. 将各参数值代入公式计算得到顶板锚杆长度L 2. 29 m. 原有支护设计中,沿空掘巷顶锚杆长度为 2 200 mm;考虑到巷道沿顶板掘进,为有效避开直接 顶与基本顶之间的交界面,故将顶板锚杆长度优化为 2. 5 m. b 锚索长度。 对于沿空掘巷顶板支护而言,锚 索可以使顶板各岩层整体的强度得到提升。 锚索长 度由以下公式计算得到 L Lm L x L t L w 3 732020 年第 6 期王 睿斜沟煤矿 18505 工作面支护优化 式中 Lm锚固长度,m; Lx悬吊的不稳定岩层厚度,m,取 1. 84; Lt托盘及锚具的厚度,m,取 0. 1; Lw外露长度,m,一般为 0. 25. 锚索锚固长度 Lm按以下公式计算 Lm≥ K dft 4fn 4 式中 K安全系数,取 4; d锚索钢绞线的直径,mm,取 17. 8; ft钢绞线抗拉强度,N/ mm2,取 1 890; fn锚固剂与锚索的黏和强度,N/ mm2,取 8. 将各参数代入公式计算得到材料巷锚索合理长 度 L 6. 4 m. 原有支护中顶板锚索长度 为 6 300 mm,无法充分保障巷道顶板的稳定,结合基本顶岩层 的具体分布特征,为保障锚索锚固到稳定岩体内,最 终确定将锚索长度增加为 8 250 mm. 2 支护参数模拟分析。 由于材料巷在原有支护参数下围岩变形量较大, 对原有支护参数进行优化分析,在上述数值模拟模型 基础上,对 18505 材料巷的开挖与支护进行模拟分 析,该次数值模拟主要设置帮锚杆和顶锚索的间排距 模拟方案,具体模拟方案见表 2. 表 2 数值模拟计算方案表 模拟参数方案间排距 / mm锚杆索长度 / mm 帮锚杆间距① 900850 900900 900950 9001 000 2 500 帮锚杆排距② 8501 000 9001 000 9501 000 1 0001 000 2 500 锚索间距③ 1 0001 350 1 3501 350 1 8001 350 2 0001 350 8 250 锚索排距④ 1 8001 000 1 8001 350 1 8001 800 1 8002 000 8 250 根据数值模拟结果能够得出相应支护优化方案 下的巷道围岩变形规律、锚杆索的受力情况,结合 4 种方案进行数据曲线对比,具体分析如下 a 帮锚杆间排距。 分析支护优化方案 1、2 中两 帮锚杆不同间排距支护的模拟计算结果,重点对帮锚 杆间排距与巷道围岩变形之间的相互影响关系进行 分析,见图 5. 图 5 不同帮锚杆间排距下围岩变形量曲线图 由图 5a可知随着锚杆间距由 850 mm 增加至 950 mm,底板及两帮围岩变形量呈缓慢减小的趋势, 而巷道顶板及两帮锚杆受力变化不太明显;两帮锚杆 间距为 900 mm 和 950 mm 时巷道围岩变形量较小, 确定两帮锚杆间距 900 mm. 由图 5b 可 知 锚 杆 排 距 由 900 mm 扩 大 到 1 000 mm 时, 巷 道 顶 板 下 沉 量 由 120 mm 增 加 至 230 mm,约 增 加 了 一 倍; 锚 杆 排 距 为 900 mm 和 1 000 mm 时,锚杆受力变化幅度较小,认为锚杆排距 为 1 000 mm 可以满足支护效果。 b 锚索间排距。 通过分析支护优化方案 3 、4 的模拟计算结果, 83山 西 焦 煤 科 技2020 年第 6 期 研究顶板锚索间排距与巷道围岩变形之间的相互影响关系,见图 6. 图 6 不同锚索间排距下围岩变形量曲线图 由图 6a可知 在特厚煤层综放工作面沿空掘 巷支护过程中,如果锚索不能将锚固岩层悬吊在稳定 岩层中,极易造成冒落片帮等事故;根据模拟结果可 知,材料巷顶板锚索间距选取为 1 800 mm 时,材料巷 顶板锚索支护效果良好。 由图 6b 可知顶锚索排距 为 1 3501 800 mm 时,巷道围岩变形量及锚索受力 变化趋势平缓,综合考虑经济效益,确定顶锚索排距 选用 1 500 mm. 顶板支护。 选用 d20 mm2 500 mm 的左旋螺纹 钢高强度锚杆,采用加长锚固,锚固长度 1 350 mm, 锚杆预紧扭矩大于 300 Nm,间排距为 900 mm 1 000 mm. 选用 d17. 8 mm8 250 mm 高强锚索,采用 三二三布置,间排距 1 350 mm2 000 mm,锚索预紧 力为 150 kN. 两帮支护。 选用 d20 mm2 500 mm 螺纹钢锚 杆,间排距 900 mm1 000 mm,锚固长度 1 560 mm, 锚杆预紧扭矩大于 250 Nm. 采用 d14 mm 钢筋梁 将帮锚杆及肩窝处顶锚杆纵向衔接。 附件包括钢筋梯子梁、金属网、托盘等。 其中钢 筋梯子梁采用 d14 mm 的圆钢焊制。 优化后巷道支 护方案见图 7. 3. 2 效果分析 为分析 18505 工作面材料巷支护参数优化后围 岩控制效果,在工作面回采期间,进行巷道表面位移 量的分析,巷道表面位移曲线见图 8. 图 7 18505 工作面材料巷优化后支护图 通过分析图 8 可知,在 18505 工作面回采期间, 测站的顶底板及两帮最大移近量分别为 169 mm 和 202 mm. 当测点与回采工作面间的距离大于 30 m 时,巷道顶底板及两帮基本处于稳定状态,顶底板及 两帮的最大变形速率分别为 23 mm/ d 和 17 mm/ d, 当巷道监测断面与回采工作面间的距离小于 30 m 932020 年第 6 期王 睿斜沟煤矿 18505 工作面支护优化 图 8 18505 工作面回采期间巷道表面位移曲线图 时,顶底板及两帮的变形速率增大,顶底板及两帮最 大变形速率分别为 58 mm/ d 和 41 mm/ d. 基于上述 分析可知,巷道在采用优化支护方案后围岩变形量得 到有效控制。 4 结 论 根据 18505 工作面的具体地质条件,结合材料巷 在原有支护方案下的围岩变形特征,通过分析沿空掘 巷覆岩运动特征,得出沿空掘巷的基本顶弧形三角块 和侧向支承压力的分布规律,并对支护优化方案进行 设计。 根据巷道表面位移监测结果可知,采用优化支 护方案后,工作面回采期间,顶底板及两帮的最大变 形量分别为 169 mm 和 202 mm,保障了围岩的稳定。 参 考 文 献 [1] 张海东,陈永峰,石 磊. 深部沿空掘巷窄煤柱留设及覆岩稳定性模拟研究[J]. 煤炭技术,2019,38911-14. 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