开元煤矿15401进风巷支护方案优化及应用研究_吴杨生.pdf

煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 1工程概况 阳煤集团寿阳开元矿业有限责任公司前身为黄 丹沟煤矿， 2008 年扩建后生产能力大 3Mt/a，现阶段 主要开采 15 煤层， 煤层厚度由北向南， 由东向西逐 渐变薄， 15 煤厚度为 4.78～2.58m， 平均 4.25m， 含夹 矸 0～3 层， 岩性为泥岩， 一般小于 0.20m。 15401 工作 面地面位于放马沟村以南、 上峪村以西、 石人沟村 （已 搬迁 ） 的山梁沟谷地带， 有部分树林分布。 开元煤矿属 于高瓦斯矿井，为满足通风要求， 15401 工作面布置 四条回采巷道， 如图 1 所示。15401 工作面老顶为石 灰岩， 致密坚硬， 均厚 5.8m； 直接顶为黑色泥岩， 富含 植物化石， 强度较低， 均厚 6.8m； 直接底为砂质泥岩， 性脆， 含大量植物根茎化石， 均厚 3.5m； 老底为细粒 砂岩， 石英为主， 其次长石， 均厚 4.6m。根据 15 煤层 综合地质资料， 15401 辅助进风巷掘进期间共需揭露 4 个陷落柱， 规模分别为 X2 （距开口 2489m， 规模 14678m ） 、 X4 （距开口 108169m， 规模 5626m ） 、 X5 （距开口 248359m， 规模 6740m ） 、 X6 （距开口 451689m， 规模 9634m ） 。 图 1巷道布置详情 2原有支护体系及矿压特征 2.115401 进风巷支护现状 15401 进风巷采用矩形断面，巷道宽度为 5.2m， 高度 3.0m， 掘进采用锚网索联合支护， 顶板采用杆体 为 BHRB500 钢材的 MSGLW500/182000 高强度左 旋无纵筋螺纹钢锚杆， 间排距为 1000mm， 每排 6 根， 配合规格为 BHW4- 220- 5000- 1175- 6 的 W 型钢带 开元煤矿 15401 进风巷支护方案优化及应用研究 吴 杨 生 （阳煤集团寿阳开元矿业有限公司 ， 山西 阳泉 045400 ） 摘要 开元煤矿 15401 工作面范围内存在多个陷落柱， 进风巷及辅助进风巷掘进初期， 顶板和两帮 变形严重， 将影响巷道的正常使用， 为解决该问题， 以提高支护强度为核心， 提出多个备选支护方案并 通过数值模拟分析进行优选， 现场应用期间位移监测结果表明， 采用优化后的支护方案掘进期间， 顶 板下沉量稳定在 30mm 以下， 两帮相对移近量稳定在 25mm 以下， 围岩整体稳定， 解决了围岩变形严 重的问题。 关键词 陷落柱 ； 支护 ； 数值模拟 ； 矿压监测 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009-0797 （2020 ） 06-0007-04 Kaiyuan Coal Mine 15401 Intake Airway Supporting Scheme Optimization and Application Research WU Yangsheng （Yang Coal Group Shouyang Kaiyuan Mining Co., Ltd. , Yangquan 045400 ， China ） AbstractThere are multiple sinking columns in the 15401 working face of Kaiyuan Coal Mine. During the initial tunneling of the air in- take tunnel and auxiliary air intake tunnel, the roof and the two gangs are seriously deed, which will affect the normal use of the road- way. Several alternative support schemes were proposed and optimized through numerical simulation analysis. During the field applica- tion, the displacement monitoring results showed that during digging with the optimized support scheme, the amount of roof subsidence was stable below 30 mm, and the two gangs moved closer. Stable below 25mm, the overall stability of the surrounding rock solves the problem of serious deation of the surrounding rock. KeywordsCollapse column ； support ; numerical simulation ； mine pressure monitoring; 7 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 护顶，锚杆安装时采用规格为 MSK2335 和 MSZ2360 树脂药卷各一支， 锚固力不低于 100kN。预紧力距不 小于 150N m；顶板锚索采用 Φ17.8- 17- 6300mm 预应力钢绞线， 间排距为 25003000mm， 每排两根， 锚固剂为一支 MSK2335 和两支 MSZ2360 树脂药卷， 锚固力要求不小于 300kN，预应力不小于 200kN， 锚 索托盘采用 14 槽钢配合平托盘进行支护。 两帮锚杆 规格与顶板相同， 间排距为 1000mm， 均沿水平方向 垂直巷帮施工， 锚固剂为一支 MSK2360 树脂药卷， 锚 固力不小于 50kN， 预紧力距不小于 40N m。巷道表 面 采 用 10 冷 拉 铁 丝 编 制 的 菱 形 网 ， 型 号 为 LW10/5050， 网片横向搭接宽度不小于 100mm， 顶 网和两帮网片搭接宽度不小于 100mm。 2.215401 进风巷破坏特征 15401 进风巷采用上述支护方案掘进了 280m， 辅助进风巷掘进了 315m， 掘巷后， 巷道表面出现较大 的变形破坏， 预计无法满足工作面生产的断面， 且两 条巷道地质条件非常相似，故意 15401 进风巷为对 象， 进行其围岩控制技术的研究。15401 进风巷设计 长度为 1235m， 现已掘进 280m， 为掌握围岩变形的具 体情况， 待巷道围岩稳定后在现场进行表面位移量测 量， 结果表明， 巷道顶板下沉量大多在 100300mm之 间， 局部顶板下沉严重， 最大可达 600mm， 两帮相对 移 近 量 多 在 200500mm 之 间 ， 局 部 达 到 800950mm， 存在明显的网兜现象， 底板底鼓不明显， 基本小于 150mm， 综上表明， 巷道采用原支护方案顶 板下沉量和两帮移近量较大， 已经严重影响巷道的正 常使用。 图 2三维数值模型示意图 315401 进风巷支护方案模拟研究 为确定 15401 进风巷的最佳支护方案，采用 FLAC3D 软件进行模拟分析 [13]，为确保模型的真实 性，首先在工作面取样测定各岩层的地质力学参数， 根据 15401 工作面采掘条件及地质条件建立图 2 所 示的模型， 模型尺寸 （长、 宽、 高） 为 100m、 10m、 30m， 巷道断面尺寸 （宽高 ） 为 53m， 根据现场地应力测 试结果， 上覆岩层等效载荷为 10.5MPa， 测压系数为 1.2， 模型四周边界水平位移施加约束， 模型底部边界 为固定约束。煤岩体服从摩尔库伦强度准则， 各 岩层的物理力学参数如表 1 所示。 表 1各岩层物理力学参数表 根据现场调研结果可知， 15401 进风巷采用原有 支护方案掘进期间， 顶板下沉和两帮移近变形较为严 重， 原有支护方案无法有效控制围岩的变形， 因此可 通过提高支护强度来改善支护效果。通过调整锚杆、 锚索的长度、 布置参数来调整支护强度， 锚杆直径增 大为 20mm， 锚索直径为 17.8mm。参考类似地质条件 下巷道支护的成功案例[45]， 初步提出以下五个备选支 护方案， 详见表 2。 表 2各支护方案详情 依据上述支护方案分别进行进风巷和辅助进风 巷的开挖， 采用 Cable 单元模拟锚杆和锚索， 模型计 算平衡后， 记录进风巷表面的位移量， 整理得到图 3 所示的结果。 岩性 密度 /g cm-3 抗压 强度 /MPa 抗拉 强度 /MPa 抗剪 强度 /MPa 内聚力 /MPa 内摩 擦角 / 石灰岩2.4757.442.316.577.6929.87 砂质泥岩2.0422.492.143.403.7228.12 15 煤层1.3417.890.592.242.3428.02 泥岩2.5634522.473.203.6530.08 中粒砂岩2.7859.204.135.368.9631.52 砂岩2.6967.454.255.477.5633.57 支护方案 锚杆长度 /m 间排距 /mm 锚索长度 /m 间排距 /mm 方案一 顶2.28008007.216008000 帮2.28008007.214008000 方案二 顶2.09009006.31800900 帮2.09009005.21400900 方案三 顶2.090010006.31800900 帮2.090010004.214002000 方案四 顶2.0100010005.220001000 帮2.0100010004.214002000 方案五 顶2.0100010005.220002000 帮2.010001000无无 8 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 图 3巷道表面位移量数值模拟结果 根据表 2 所示支护方案的参数可以看出， 支护方 案由一到五， 锚杆、 锚索长度和布密度逐渐降低， 由图 3 所示统计结果可知，巷道表面的位移量逐渐的增 大， 方案一 方案三， 巷道表面最大变形量增加不明 显， 以顶板最大下沉量为例， 方案三与方案一相比， 仅 增大 16， 巷道表面变形量均保持在较低水平， 围岩 整体稳定； 方案三 方案五， 巷道表面位移量明显增 大， 方案四与方案三相比， 顶板下沉量增大 49， 方 案五与方案三相比， 顶板下沉量增大 135， 方案四、 方案五条件下， 巷道表面变形量增大明显。 综上所述， 采用支护方案三既能取得较好的围岩控制效果又经 济合理。 415401 进风巷支护方案及应用效果 4.1进风巷优化后的支护 （a ） 支护断面（b）帮部 （c ） 顶板 图 415401 进风巷优化后支护详情 根据 15401 进风巷原有支护条件下的围岩变形 特征， 结合前文对巷道支护方案的模拟分析， 优化后 的支护方案如图 4 所示。所有锚杆杆体规格为 φ20- M22- 2000 的无纵筋螺纹钢， 钢号为 500， 锚杆 间排距 9001000mm，采用 MSCK2330 和 MSZ2350 树脂药卷各一支双速树脂加长锚固， 锚杆钻孔采用直 径 28mm的钻头施工， 锚杆配套使用承载能力不低于 210kN的平托盘及螺母，顶板锚杆间通过规格（长、 厚、 宽） 为 4800mm、 4mm、 280mm 的 W 钢带联结， 帮 锚杆采用 W钢护板配合托盘进行支护。顶板锚索采 用直径 17.8mm、 长度 6300mm的钢绞线， 锚固剂为一 支 MSCK2330 和两支 MSZ2350 树脂药卷，采用“二 二” 布置， 间排距为 18001000mm， 两帮锚索采用直 径 17.8mm、 长度 4200mm 的钢绞线， 每排两根， 距离 巷道底板 600mm， 间排距为 14002000mm。 4.2支护效果监测 为验证优化后的支护方案的围岩控制效果， 15401 进风巷采用优化后的支护方案掘进期间， 每间 隔 50m布置测站，监测顶板下沉量及两帮相对移近 量，整理得到图 5 所示的结果， 1 测站位于距开口 310m 处 （采用优化后的支护方案掘进 30m ） ， 成巷初 期，巷道变形速率较快，顶板下沉速率最大达到 6.8mm/d， 两帮移近速率最大达 4.55mm/d， 成巷 18 天 后， 巷道变形速率明显减小， 围岩逐渐稳定， 最终顶板 下沉量为 25.3mm， 两帮移近量为 22.3mm， 围岩变形 量很小， 整体稳定。 3 测站位于距开口 410m处 （采用 优化后的支护方案掘进 130m ） ，巷道变形规律与 1 测站类似， 最终顶板下沉量为 22.5mm， 两帮移近量为 18.6mm， 变形量很小。综上可知， 采用优化后的支护 方案， 15401 进风巷掘进期间， 巷道表面变形量很小， 围岩整体稳定， 支护效果良好。 （a ） 测点 1（b） 测点 3 图 515401 进风巷表面变化规律 5结论 通过对开元煤矿 15401 进风巷表面变形情况现 场测量表明， 现有支护方案条件下， 巷道顶板下沉和 两帮收敛变形严重，已无法满足正常使用的断面需 求， 以提高支护强度为目的， 提出多个备选支护方案， 数值模拟分析得出最为经济合理的支护方案， 现场应 用及矿压监测结果表明， 采用优化后的支护方案， 顶 （下转第 12 页 ） 9 ChaoXing （上接第 9 页 ） 板下沉量稳定在 30mm以下， 两帮相对移近量稳定在 25mm以下， 巷道表面变形量很小， 支护效果良好， 成 功解决了掘进期间表面位移量过大的问题。 参考文献 [1] 刘江华.青洼煤业 2103 综放工作面回采巷道支护参数优 化[J].煤,2019,28 （12） 50- 51. [2] 张访问,李伟明.基于数值模拟的软弱岩层支护方案优化 研究[J].矿业研究与开发,2017,37 （06） 103- 106. [3] 陈绍杰,屈晓,刘勇,任凯强,郭宇航.回采巷道支护参数优 化及数值分析[J].中国矿业,2017,26 （05） 93- 97101. [4] 谢建生. 杜家沟矿 607 工作面沿空掘进巷道支护方案研 究[J].山西冶金,2019,42 （04） 6- 810. [5] 关羽.中厚煤层断面巷道围岩优化支护方案的设计[J].机 械管理开发,2019,34 （05） 21- 2226. 作者简介 吴杨生 （1977-） ， 男， 山西榆社人， 2001 年毕业于河南理 工大学采矿工程专业， 工程师， 现在从事煤矿生产管理技术 工作。 （收稿日期 2020- 4- 13） 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 15左右； 巷道围岩应力主要集中在顶底板， 靠近工 作面一侧巷道出现少许位移； 煤柱应力集中区在煤柱 中部位置，但强度比 60m 煤柱小且分散，约为 27.6MPa， 在巷道支护作用下虽然产生部分位移， 但煤 柱无压垮危险。 图 4保护煤柱宽度为 70m 时巷道围岩应力分布云图 3 ）保护煤柱宽度为 80m。由图 5 可知 当保护煤 柱设计宽度为 80m时， 工作面推进至结束位置， 应力 集中区为工作面尽头煤壁、 顶板、 底板位置， 且越靠近 煤层其应力值越大， 但相对于 70m 煤柱时， 应力降低 约 25左右； 巷道围岩应力主要集中在顶底板， 但强 度较小， 靠近工作面一侧巷道出现少许位移； 煤柱应 力集中区在煤柱中部位置，但强度比 60m、 70m煤柱 明显减小， 而且巷道另外一侧煤体也承受了一部分应 力， 平均为 21.2MPa， 加上巷道支护作用， 巷道变形不 明显， 满足回风要求。 图 5保护煤柱宽度为 80m 时巷道围岩应力分布云图 经过模拟分析， 当三盘区回风大巷保护煤柱设计 为 80m时，巷道所受到的应力值远小于煤柱的极限 应力， 完全可以承受采动影响， 因此该设计值是较为 合理的。 4结语 巷道是井下煤炭开采的重要基础， 在设计巷道时 必须要考虑巷道寿命问题， 若一旦出现损毁， 对煤矿 正常生产影响很大， 而且需要耗费大量人力物力财力 进行维修。本文采用理论计算和数值模拟， 均得出了 同忻煤矿三盘区回风大巷 80m 宽保护煤柱是合理 的， 而且通过试采， 也确认了巷道没有受到采动影响 而损坏， 从而保证了井下开采的顺利进行。 参考文献 [1] 史新帅, 宁建国, 王俊,等. 煤层群底部巷道围岩破坏机理 及控制技术[J]. 煤矿安全, 2016, 47 （7） 84- 87. [2] 康红普, 王金华, 林健. 煤矿巷道锚杆支护应用实例分析 [J]. 岩石力学与工程学报, 2010, 29 （4） 649- 664. [3] 刘钦节, 杨科, 史厚桃, 等. 朱仙庄矿 10 煤地质力学评估 及其回采巷道分类支护[J]. 中国安全科学学报, 2016, 26 （2） 114- 120. [4] 陈登红, 华心祝. 多因素影响下深部回采巷道围岩变形 规律与控制对策研究[J]. 采矿与安全工程学报, 2017, 34 （4） 760- 768. [5] 韩磊, 侯水云, 张小康. 大倾角煤层回采巷道底鼓机理及 控制技术[J]. 煤矿安全, 2018, 49 （3） . [6] 袁越, 王卫军, 袁超,等. 深部矿井动压回采巷道围岩大变 形破坏机理[J]. 煤炭学报, 2016, 41 （12） 2940- 2950. 作者简介 刘林， 男， （1984.06-） ， 山西大同人， 本科， 工程师， 主要 从事矿业工程。 （收稿日期 2020- 2- 28） 12 ChaoXing