钻场大断面锚索加强支护效果分析.pdf

收稿日期２０２０􀆽 ０３􀆽 １９ 作者简介张学锋１９８０ － ꎬ男ꎬ山西长治人ꎬ工程师ꎬ从事煤矿生产管理工作ꎮ ｄｏｉ１０. ３９６９/ ｊ. ｉｓｓｎ. １００５ －２７９８. ２０２０. ０６. ０３０ 钻场大断面锚索加强支护效果分析 张学锋 潞安环能股份公司 常村煤矿ꎬ山西 长治 ０４６１０２ 摘 要常村煤矿生产随着向下水平的延伸ꎬ工作面瓦斯逐渐增大ꎬ掘进过程中必须施工瓦斯钻场进行边 掘边抽ꎬ由于钻场跨度大ꎬ需对顶板进行加强支护ꎮ 通过采用 ＦＬＡＣ３Ｄ三维数值模型模拟钻场掘进过程中围 岩应力变化规律和围岩位移变形规律ꎬ设计了锚索加强支护方案ꎬ现场实施及矿压监测表明ꎬ巷道顶板下 沉量在 ３５ ６５ ｍｍꎬ巷帮的位移量在 ５５ ９５ ｍｍꎬ取得了良好的支护效果ꎬ保证了钻场大断面顶板安全ꎮ 关键词钻场ꎻ围岩ꎻ加强支护 中图分类号ＴＤ３５３ 文献标识码Ｂ 文章编号１００５􀆽 ２７９８２０２００６􀆽 ００７９􀆽 ０２ 常村煤矿为高瓦斯矿井ꎬ分上下水平开采ꎬ５２０ 水平逐步枯竭ꎬ４７０ 下水平工作面掘进时瓦斯涌出 量较大ꎬ必须配套瓦斯钻场及瓦斯抽放系统ꎮ 和普 通巷道尺寸相比较ꎬ大断面瓦斯抽放钻场具有巷道 跨度大、采掘扰动影响范围广、顶板离层下沉等特 点ꎬ巷道围岩稳定性普遍较差ꎬ特别需要加强支护控 制ꎮ 本文采用 ＦＬＡＣ３Ｄ三维数值模型对常村煤矿４７０ 水平 ２２ 采区 ２２０１ 轨道巷钻场进行了模拟分析ꎮ １ 工程背景 ２２０１ 工作面位于 ４７０ 水平 ２２ 采区ꎬ工作面倾 向长 ２６０ ｍꎬ走向长 １ ０１０ ｍꎬ工作面标高为 ４４０ ４６０ ｍꎬ属于近水平工作面ꎬ煤层厚度为 ５. ９５ ７. ３０ ｍꎬ平均厚度为 ６. ６５ ｍꎬ局部含夹矸一层ꎬ平均 厚度为 ０. ３３ ｍꎬ开采方式为走向长壁后退式综采放 顶煤采煤法ꎮ 巷道内瓦斯抽采钻场采用迈步式布 置ꎬ间隔 ６０ ｍꎬ断面为不规则梯形ꎬ外宽 ８ ｍ、里宽 ４ ｍ、深 ４ ｍꎬ钻场与巷道中线呈 ４５ 度外偏角抹角ꎬ 高度同掘进巷道一致ꎮ 支护方式为全锚支护ꎬ巷道 采用“小五花”布置ꎬ排距 １ ｍꎻ钻场内每排 ２ 根ꎬ排 距 １ ｍꎮ 为了分析锚索的支护效果ꎬ以 ２２０１ 工作面 轨道巷钻场为研究对象ꎬ采用 ＦＬＡＣ３Ｄ软件建立了如 图 １ 所示的三维数值模型ꎬ分析瓦斯抽放钻场掘进 过程中围岩应力和变形情况ꎮ ２ 钻场掘进过程中围岩应力变化规律 钻场开挖后ꎬ其形成的围岩最大主应力分布云 图如图 ２ 所示ꎮ 从图中可以看出ꎬ围岩受到钻场开 挖二次扰动后ꎬ应力最大值达到 １４. １４３ ＭＰａꎬ顶板 应力扰动范围达到 １６ ｍꎮ 同时ꎬ靠近钻场一侧的帮 围岩内的集中应力距离巷道表面减少为 ３. ６ ｍꎮ 说 明ꎬ钻场开挖后ꎬ围岩应力扰动范围扩大ꎬ致使巷道 浅部围岩变形量显著增加ꎮ 图 １ ２２０１ 轨道巷钻场模型 图 ２ 钻场形成后围岩应力分布云图 ３ 钻场掘进过程中围岩位移变形规律 钻场开挖后ꎬ其形成的围岩位移分布云图如图 ３ 所示ꎮ 从图中可以看出ꎬ开挖钻场一侧的帮部围 岩变形量最大为 ２７２. ７ ｍｍꎬ顶板围岩最大下沉量为 １８０ ｍｍꎬ出现在整个巷道跨度中间 ４. ５ ｍ 的位置ꎮ 同时ꎬ顶板深部岩层离层量增加至 ３０ ｍｍꎮ 以此可 以看出ꎬ钻场掘进过程中产生的二次扰动会影响巷 道围岩稳定性ꎬ尤其是轨道巷整体跨度增加至 ９ ｍ 后ꎬ顶部岩层的弯曲下沉量和内部离层会加快ꎻ同时 巷道围岩应力重新分布的整个过程也会对钻场围岩 稳定性产生显著影响ꎬ这就必须对钻场及其周边进 ９７ 问问题题探探讨讨 总第 ２５０ 期 行加强支护ꎮ 图 ３ 钻场形成后围岩位移分布云图 ４ 钻场加强支护 钻场开挖后ꎬ为保持围岩稳定性ꎬ需加强钻场顶 板和三帮支护ꎬ对钻场口及前后１０ ｍ 范围内巷道加 强支护ꎬ顶帮全部由１ ｍ 排距缩为０. ９ ｍ 排距施工ꎬ 钻 场 口 及 前 后 ５ ｍ 在 钻 场 侧 每 排 打 设 一 根 Ｄ２２ ｍｍ ７ ３００ ｍｍ 锁口锚索ꎬ钻场内每排打设两 根锚索ꎬ同时在巷帮中间位置采用一根锚索隔排打 设对 巷 帮 加 强 支 护ꎬ 锚 索 规 格 为 Ｄ２２ ｍｍ ４ ３００ ｍｍ的 １ １９ 股高强度低松弛预应力钢绞线ꎬ 延伸率 ７％ꎬ锚索托板规格为拱高 ６０ ｍｍ、３００ ｍｍ ３００ ｍｍ １６ ｍｍ 的高强度可调心托板及其配套锁 具ꎮ 锚固时使用 ３ 支中速 ２３５０ 树脂药卷进行锚固ꎬ 搅拌时间为４０ ５ｓꎮ 锚索预应力不低于 ２５０ ｋＮꎬ 实行超涨拉ꎬ初次涨拉不低于 ３００ ｋＮꎬ锚固力不小 于 ３００ ｋＮꎮ 钻场掘成后在正巷切线上隔排打设一 根小头直径不小于２００ ｍｍ的点柱ꎬ并安设综合测 站ꎬ具体参数如图 ４ 所示ꎮ 图 ４ 钻场加强支护平面 ５ 矿压观测及应用效果分析 为及时观察瓦斯抽放钻场矿压显现和变形情 况ꎬ在 ２２０１ 轨道巷钻场内布置一个综合测站ꎬ测站 内包含一个表面位移监测断面、一个顶板离层仪、一 个锚索受力监测断面和三个锚杆受力监测断面ꎮ 巷 道掘进时每班对压力情况进行了观测和记录ꎬ并对 比分析ꎮ 通过矿压观测结果来看ꎬ巷道顶板下沉量 在 ３５ ６５ ｍｍ 之间ꎬ巷帮的位移量在 ５５ ９５ ｍｍ 之 间ꎬ支护效果良好ꎬ后期顶板稳定ꎬ保证了采掘期间 的顶板安全ꎮ ６ 结 语 通过对钻场模拟及现场效果观测分析ꎬ结果得 出钻场开挖后会产生明显位移ꎬ通过加强支护后ꎬ 位移量得到控制ꎬ并趋于稳定ꎮ 通过半年多观测ꎬ ２２０１ 轨道巷及钻场顶帮无明显变化ꎮ 本次试验对 今后施工钻场全锚支护效果具有重要的借鉴意义ꎮ [责任编辑王伟瑾] 􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔􀤔 上接第 ７８ 页另外结合 ３２０２ 上分层工作面掘进期 间的瓦斯浓度测定结果ꎬ得出运输巷掘进期间ꎬ大部 分时间瓦斯浓度均在 ０. ３％以下ꎬ基本稳定在 ０. １％ ０. ２％的范围内ꎬ掘进期间的最大瓦斯浓度也在 ０. ７％ 以下ꎬ表明 ３２０２ 上分层运输巷掘进工作面的 瓦斯治理效果显著ꎮ ４ 结 语 根据伏岩煤业 ３２０２ 上分层工作面煤巷的地质 及瓦斯赋存条件ꎬ通过采用定向长钻孔抽采的区域 防突措施ꎬ结合超前排放钻孔抽采的局部综合防突 措施ꎬ有效降低了巷道掘进期间的瓦斯浓度ꎬ为掘进 工作面的安全快速掘进提供了保障ꎮ 参考文献 [１] 王兆丰ꎬ轩朴实ꎬ杨宏民ꎬ等. 伏岩煤业瓦斯抽采钻孔流 量衰减规律及原因分析[Ｊ]. 煤矿安全ꎬ２０１３ꎬ４４１２ １６０ －１６２. [２] 靳乐军. 伏岩煤业 ３ 号煤层瓦斯抽放半径测定及效果 分析[Ｊ]. 山西煤炭ꎬ２０１３ꎬ３３７６４ －６５ꎬ７５. [３] 张家辉. 掘进巷瓦斯抽采与消突技术研究[Ｊ]. 山西焦 煤科技ꎬ２０１９ꎬ４３９２７ －２９. [４] 王 飞. 余吾煤矿掘进工作面千米钻机抽采钻孔稳定 性与优化布置研究[Ｄ]. 太原太原理工大学ꎬ２０１７. [５] 雷永超. 众维煤矿难抽采煤层瓦斯四位一体综合防治 技术研究[Ｊ]. 中国煤炭ꎬ２０１９ꎬ４５１２５３ －５８. [６] 薛飞飞. 综掘工作面局部综合防突技术应用[Ｊ]. 陕西 煤炭ꎬ２０１９ꎬ３８６１６６ －１６９. [责任编辑王伟瑾] ０８ ２０２０ 年 ６ 月 张学锋钻场大断面锚索加强支护效果分析 第 ２９ 卷第 ６ 期