大断面静压煤层大巷支护优化研究_汤林虎.pdf

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煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 近年来, 煤层巷道围岩控制问题成为影响煤矿安 全生产的井工煤矿开采的重要因素之一[1]。由于开拓 大巷承担任务重、 使用时间长, 故大巷围岩控制尤为 重要[2]。 但由于煤层强度普遍较弱, 若回采工作面超前 支承压力影响范围波及大巷, 则大巷围岩控制难度增 加[3]。 我国众多煤炭科研学者针对这一问题, 进行了深 入研究。徐青云[4]针对陈四楼矿运输大巷破碎围岩控 制问题, 采用数值模拟与理论计算结合的方法, 运用 传统 “锚索网喷” 联合支护形式, 以增加支护强度为主 要方向, 对巷道支护形式进行了重新优化, 并成功进 行了现场运用。史静[5]以淮北矿区某矿南翼运输大巷 支护问题为背景, 采用 ABAQUS 数值模拟方法, 对工 作面超前支承压力影响下的巷道失稳机理进行了研 究, 并提出了新的支护方案, 现场实测效果较好。同 时, 由于矿井生产工程地质条件变化较大, 必须结合 矿井甚至某条巷道的具体条件具体分析, 提出合理安 全经济的巷道支护方案。 本文依托霍尔辛赫煤矿西回风大巷工程实际, 对 大巷附近回采工作面超前支承压力影响范围进行了 分析; 同时采用秦巴列维奇理论对巷道围岩最大破坏 深度进行计算, 设计了巷道支护参数, 在巷道掘进完 成后, 巷道围岩稳定、 巷道表面位移得到了有效控制。 1工程概况 霍尔辛赫煤矿西回风大巷东侧为西郭村, 西侧为 泊里村, 南侧为鲍庄村和长子 - 长治的一级路, 北侧 为陈家庄村,工作面上部除农作物外, 还有西郭村砖 厂、养殖场等小型建筑物。村庄均都在保护煤柱线 内, 回采对其无影响。西回风大巷西侧为 3305 运输 顺槽、 南侧为 3303 回采工作面正在回采、 北侧为 西主运集中巷、 东侧为矿井的四条主要大巷。设计 长度 359.7m, 西回风大巷保护煤柱 30m, 巷道在 3 煤层中掘进, 3 煤层煤质为黑色, 块状, 细条带状结 构, 中下部夹薄层泥岩, 岩性为炭质泥岩, 煤层厚度 为 5.5~5.7m 平均 5.6m,煤层倾角 2~10平均 6, 煤层硬度 0.3~1, 煤层层理为中等发育, 煤层 节理为中等发育,大巷掘进范围平均埋深 450m, 巷 道顶底板厚度与岩性见表 1。由根据三维地震勘探 结果可知, 西回风大巷掘进范围内地质条件与水文 地质情况简单。 大断面静压煤层大巷支护优化研究 汤 林 虎 (山西霍尔辛赫煤业有限责任公司 , 山西 长治 046600 ) 摘要 本文依托霍尔辛赫矿西回风大巷煤层大巷支护问题, 采用现场调研的方法, 获取了西回风大 巷掘进范围主要技术参数; 运用理论分析, 计算了回采工作面采动扰动动压影响范围, 判定霍尔辛赫 煤矿西回风大巷为静压巷道, 采用秦巴列维奇理论, 确定两帮最大片帮深度、 巷道顶板最大冒落高度。 设计了巷道支护参数, 在现场应用后, 巷道围岩稳定, 巷道表面满足安全使用要求, 巷道支护方案起到 了作用。 关键词 大巷支护 ; 煤层巷道 ; 超前支承压力 ; 秦巴列维奇理论 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 (2020 ) 03- 0011- 04 Study on Support Optimization of Large Section Static Pressure Coal Seam Roadway TANG Linhu (Taiyuan UniversityofTechnology, Shanxi , Taiyuan 030024 ,China ) Abstract Based on the support problem of West return air roadway in Huoerxinhe Coal Mine, this paper obtains the main technical parame- ters of West return air roadway driving range by means of field investigation, calculates the influence range of mining disturbance dynamic pressure in miningface bytheoretical analysis, determines that West return air roadway in Holsingh Coal Mine is static pressure roadway, and determines the maximum depth of two sides by Qinbalevich theory. Degree, maximum caving height of roadway roof. The parameters of road- way support are designed. After field application, the surrounding rock of roadway is stable, the surface of roadway meets the requirements of safe use, and the roadwaysupport scheme plays a role. Key words Main roadwaysupport ; Coal seamroadway; Advanced abutment pressure ; Qinbalevich theory 11 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 表 1煤层顶底板特性表 西回风大巷巷道设计断面为矩形, 设计毛断面为 (宽 ) 5.5 (高 ) 5.6m, 净断面为 (宽 ) 5.2 (高 ) 5.2m, 掘 进时大巷沿底掘进, 采用全断面一次掘进方法, 主要 担负西翼采区各个工作面的乏风排出任务。 2工作面超前支承压力影响范围 工作面回采超前支承压力是影响大巷稳定的主 要原因, 所以要对工作面超前支承压力影响范围进行 预测,防止工作面采动对于大巷围岩稳定性产影响。 本文以正在回采的 3303 工作面对西回风大巷的影响 为主要研究对象。依据我国华北地区长期实践, 超前 支承压力峰值见式 (1 ) [6], 假设工作面前方煤体为各向 同性的弹性体, 则工作面超前支承压力的分布公式见 式 (2 ) 、(3 ) 、(4 ) [7], 超前支承压力分布见图 1。 σKHγ(1 ) σ N0 ξ e 2fx m ξ (2 ) N0Cσtanφ(3 ) ξ 1sinφ 1sinφ (4 ) 式中 σmax为超前支承压力峰值, MPa; K 为应力 集中系数,取 3; H 为工作面最大埋深, 450m; γ 为上 覆岩层平均容重, 24.5kN/m3; σ 为超前支承压力值, MPa; N0为煤体自承能力, MPa; C 为煤层单轴抗压强 度, 7.2MPa; φ 为煤层内摩擦角,实验室测量为 29 36′; ξ 为煤层三轴压力系数; f 为煤层普氏系数, 取 0.7; x 为超前支承压力值距煤壁距离, m; m 为工作面 采高, 5.6m; 由于煤体主要破坏为压裂破坏, 故认为只要超前 应力到达了抗压强度较低的煤体的单轴抗压强度, 则 煤体完全破坏, 失去承载能力。 代入数据, 由式 (1 ) 可知, 工作面超前支承压力峰 值为 33.075MPa, 将该值代入式 (2 ) 、 (3 ) 、 (4 )可知, 3303 工作面超前支承压力峰值位于工作面前方 6.5m 处。带入工作面原岩应力值, 计算公式见式 (5 ) 。 Hγ450m24.5kN/m311.025MPa(5 ) 带入式 (2 ) 、(3 ) 、(4 ) 可知, 超前支承压力在工作 面前方 25m, 恢复到原岩应力值。故回采工作面超前 支承压力的影响范围为工作面前方 25m, 现有大巷保 护煤柱为 30m, 可以判定, 回采工作面超前支承压力 对巷道围岩稳定性没有任何影响。 西回风大巷为典型 的静压巷道。 图 1工作面超前支承压力分布 3破碎围岩巷道破坏特征 由上文可知西回风大巷为静压巷道, 则巷道在无 支护强度下的最大破坏深度, 为巷道的所需控制的最 大塑性区宽度。结合上文可知巷道沿煤层底板掘进, 毛高为 5.6m, 却巷道顶部为厚度为 3.55m 的泥岩, 综 合可知巷道围岩较为软弱, 自承能力较差, 在受到地 应力作用后, 极易处于散体状态, 呈现自然 “拱” 状垮 落, 此时应当使用 “秦巴列维奇” 理论对巷道在无支护 条件下的最大破坏深度进行计算[8], 见图 2。 图 2秦巴列维奇理论力学模型图 由图 2 可知,井下巷道受到三个方向上的载荷, 分别为巷道顶板、 巷道两帮。 在巷道顶板方向, 巷道受 到铅直载荷, 由于顶板强度较弱, 依据 “秦巴列维奇” 理论可知, 顶板呈现 “拱” 状破坏; 在巷道两帮方向, 巷 道受到垂直于巷帮, 方向向巷道内部的载荷, 巷道两 帮呈现三角形破坏, 且随着两帮高度的增高, 破坏深 度逐渐增大。 两帮最大破坏深度 b 与巷道顶板最大破 坏深度 h 计算见下式。 巷道两帮最大破坏深度 b 可根据式 (1) 、(2) 计 煤 层 顶 底 板 情 况 顶底板 名称 岩石 名称 厚度 (m ) 岩性特征 老顶 细粒 砂岩 8.0 浅灰色, 薄层状, 见小型交错层理, 垂直破裂部分 方解石充填, 大量植物茎部化石。 直接顶 粉砂 岩 2.5 灰色, 中厚层状, 均匀层理, 夹薄层菱铁质泥岩, 含大量植物碎屑化石。 伪顶泥岩3.55深灰色, 中厚层状, 均匀层理, 见大量植物化石。 直接底泥岩4.3灰黑色, 薄层状, 均匀层理, 见大量的植物化石。 老底 细粒 砂岩 3.0 浅灰色, 薄层状, 水平纹理发育, 夹薄层粉砂岩, 含白云母片, 夹薄层泥岩。 12 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 算[8]。 bHtanθ (1 ) θπ/4-φ/2(2 ) 式中 H 为巷道掘进高度,取 5.6m; θ 为煤自然 塌陷角, ; φ 为煤内摩擦角, 取 28; 巷道顶板最大冒落高度 h 可根据式 (3 ) 计算[8]。 h10 a 2 () bRC(3 ) 式中 a 为巷道掘进宽度,取 5.5m; RC为顶板泥 岩单轴抗压强度, 取 12.2MPa; 带入公式可得,巷道两帮最大破坏深度 b 为 3.36m, 巷道顶板最大冒落高度 h 为 5.01m。 4巷道优化支护形式及效果 4.1巷道支护参数设计 考虑上述理论计算中的两帮深度为 3.36m 以及 顶板破坏深度为 5.01m, 单纯采用普通的 “顶板锚杆 顶板锚索 两帮锚杆” 联合支护措施, 已经不能满足 巷道支护强度要求, 故考虑 “顶板锚杆 顶板锚索 两帮锚杆 两帮锚索” 的全断面强化支护形式。设计 支护参数见表 2。巷道支护断面图见图 3。 表 2巷道优化支护参数 图 3巷道支护断面图 4.2巷道支护效果监测 巷道掘进完成后, 为有效对巷道支护体的支护作 用进行直观检测, 同时对围岩内部裂隙发育情况进行 分析, 对西回风大巷进行了井下原位专控窥视, 见图 4; 对巷道表面位移进行了连续监测见图 5。 图 4巷道表面 0~2m 钻孔窥视结果 图 5巷道表面位移随时间变化图 结合图 4,巷道表面 0~2m钻孔窥视结果图可知 在西回风大巷表面 0~2m范围之内, 强度较弱的泥岩 顶板内部岩层完整、无明显裂隙扩展以及无岩层错 动, 可见 “顶板锚杆 顶板锚索 两帮锚杆 两帮锚 索” 的全断面强化支护形式为巷道提供了较大的支护 强度, 保证了西回风大巷围岩的稳定性。 结合图 5,巷道表面位移随时间变化图可知, 西 回风大巷表面位移在巷道掘进完成 22 天时,巷道顶 底板移近量与巷道两帮移近量到达最大值,分别为 35.7mm、 79.2mm。巷道表面位移量较小, 处于安全范 围之内。 在巷道掘进 22 天后, 巷道表面位移变化趋于 平缓, 可见此时巷道围岩与巷道支护体共同形成了巷 道的稳定支护体, 说明 “顶板锚杆 顶板锚索 两帮 锚杆 两帮锚索” 的全断面强化支护形式对西回风大 巷巷道围岩稳定起到了有效的保护效果。 5结语 1 ) 回采工作面超前支承压力扰动范围为 25m 小 于大巷保护煤柱 30m, 可知霍尔辛赫煤矿西回风大巷 不受工作面采动影响, 为典型静压巷道。 2 ) 同时采用秦巴列维奇理论, 结合西回风大巷围 岩地质条件对巷道围岩最大破坏深度进行计算, 确定 (下转第 17 页 ) 支护参数 顶锚杆长 度/mm 顶锚杆直 径/mm 两帮锚杆 长度/mm 两帮锚杆 直径/mm 顶板间排 距/mm 两煤帮间 排距/mm 240020240020850110010001100 顶锚索长 度/mm 帮锚索直 径/mm 顶部锚索 间排距 帮锚索长 度/mm 帮锚索直 径/mm 帮部锚索 间排距 740021.820002200530021.815002200 13 ChaoXing (上接第 13 页 ) 两帮最大片帮深度为 3.36m,顶板最大冒落高度为 5.01m。 3 ) 提出了“顶板锚杆 顶板锚索 两帮锚杆 两帮锚索” 的全断面强化支护形式, 设计了巷道支护 参数, 现场实测表明, 巷道表面 0~2m 围岩稳定, 西回 风大巷表面位移在掘进完成后的 22 天达到最大值, 顶底板最大移近量为 35.7mm;两帮移近量最大为 79.2mm。可见该支护形式保证了西回风大巷围岩的 稳定性。 参考文献 [1] 康红普,王金华,林健.煤矿巷道支护技术的研究与应用[J]. 煤炭学报,2010,35 (11) 1809- 1814. [2] 张爱杰,张传鹏,宋明明.软岩开拓巷道支护方案的研究与 优化[J].煤炭科学技术,2015,43 (S1) 45- 47. [3] 鞠文君,付玉凯.我国煤矿巷道支护的难题与对策[J].煤矿 开采,2015,20 (06) 1- 5. [4] 徐青云,高明仕,谭云,黄庆国.深部厚松散层破碎围岩大 巷支护参数优化研究 [J]. 煤炭科学技术,2015,43 (04) 39- 42114. [5] 史静. 南大巷软岩巷道的支护修复研究 [J]. 内江科技, 2016,37 (11) 3439. [6] 朱守颂,姜光.工作面超前支承压力分布规律研究[J].煤炭 工程,2011 (03) 97- 98101. [7] 鲁岩,樊胜强,邹喜正.工作面超前支承压力分布规律[J].辽 宁工程技术大学学报自然科学版,2008 (02) 184- 187. [8] 严红,何富连,王思贵.特大断面巷道软弱厚煤层顶板控制 对策及安全评价[J].岩石力学与工程学报,2014,33 (05) 1014- 1023. 作者简介 汤林虎 (1983-) 男, 汉, 云南曲靖人, 本科, 2016 年毕业 于黑龙江科技大学采矿工程专业, 工程师, 研究方向 采矿工 程。 (收稿日期 2019- 6- 28) 煤矿现代化2020 年第 3 期总第 156 期 对巷道围岩变形监测,持续观测 60 天,根据监测数 据, 得出如图 7 所示的围岩位移时间曲线。 图 7开切眼围岩位移时间曲线图 通过分析图 7 可知, 开切眼在 0~20 天内围岩变 形量较大, 在支护方案实施 20d 后, 开切眼顶底板移 近量及两帮移近量分别为 85mm 和 43mm; 随着锚索 桁架支护完成天数的增大, 开切眼围岩变形量逐渐趋 于稳定, 支护后 20~58 天范围内,围岩基本不出现变 形, 基于此可知围岩已经处于稳定状态, 开切眼最终 的顶底板及两帮最大移近量分别为 88mm 和 47mm。 巷道围岩变形量得到了有效控制。 4结论 通过分析 28206 工作面开切眼原有支护下存在 的问题, 并结合复合桁架锚索控制技术原理, 确定采 用复合桁架控制技术对开切眼围岩进行控制, 基于数 值模拟确定合理的桁架锚索长度 10m, 不同排桁架锚 索搭接长度为 200mm,结合开切眼具体情况对各项 支护参数进行具体设计, 根据矿压监测结果知, 复合 桁架锚索支护技术实施后, 顶底板及两帮最大移近量 分别为 88mm和 47mm, 有效的保证了围岩的稳定。 参考文献 [1] 孙福玉. 特大断面厚煤顶切眼分断面开掘期间围岩响应 及控制[J].煤矿安全,2018,49 (06) 237- 241. [2] 李恒信.盘区巷道合理支护选型研究[J].山东煤炭科技, 2018 (04) 53- 5557. [3] 张新立. 锚索桁架对大断面煤矿巷道围岩应力分布的影 响[J].煤炭技术,2017,36 (12) 24- 27. [4] 琚全宗,王红胜,于兴建等.大断面采动影响煤巷锚索槽钢 梁桁架非对称围岩加固技术 [J]. 西安科技大学学报, 2017,37 (06) 844- 851. 作者简介 马建红 (1980-) , 男, 山西大同人, 2010 年 1 月毕业于中 国矿业大学采矿工程专业, 工程师, 现从事煤矿采掘技术管 理工作。 (收稿日期 2019- 7- 23) 17 ChaoXing
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