新元煤业3417 工作面进风巷支护技术研究_郑少伟.pdf

新元煤业 3417 工作面进风巷支护技术研究 郑 少 伟 （山西新元煤炭有限责任公司 ，山西 晋中 030600 ） 摘要 针对新元煤业 3417 工作面进风巷原有支护方案难以满足变形控制要求问题， 从影响支护效 果的控制因素出发， 制定五套支护方案， 通过数值分析优选出方案三较为合理。 从分析得到 在原支护 条件下两帮移进量最大为 280 mm，顶板移进量为 320 mm，优化支护方案后两帮最大移进量为 150 mm， 顶板移进量为 200 mm。 两帮变形量减少 46.4％， 顶板变形量减少 37.5％， 优化后的支护方案有利 于 3417 工作面进风巷围岩变形控制， 满足安全生生产的要求。 关键词 支护方案 ； 围岩变形 ； 进风巷道 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 05- 0045- 04 Research on support technology of wind inlet roadway in 3417 working face of xinyuan coal industry ZHENG Shaowei （Shanxi Xinyuan Coal Co., Ltd. , Jinzhong 030600 , China ） Abstract In viewofthe problem that the original support scheme ofthe wind inlet roadway at the 3417 working face of xinyuan coal industry is difficult to meet the requirements of deation control, five support schemes are ulated based on the control factors affecting the support effect, and the third scheme is more reasonable through numerical analysis. According to the analysis, under the original support condition, the maximum displacement of the two sides is 280mm, the maximum displacement of the roof is 320mm, and the maximum displacement ofthe twosides is 150mmand the maximumdisplacement ofthe roofis 200mm. The deation ofthe twosides was reduced by 46.4, and the roof deation was reduced by 37.5. The optimized support scheme is conducive to the control of surrounding rock deation ofthe wind inlet roadwayon 3417 workingface and meets the requirements ofsafe production. Keywords Support scheme ; Surroundingrock deation ; In the wind tunnel 1工程背景 新元矿 3417 工作面主采 3 煤层，煤层厚度为 2.1m～2.55m， 均厚为 2.35m， 平均倾角为 6， 工作 面区域煤层伪顶为泥岩， 均厚为 0.2m， 直接顶为砂 质泥岩，均厚 8.94m，基本顶为粉砂岩，均厚为 2.4m， 直接底为泥质砂岩， 均厚为 2.95m， 基本底为 细砂岩，均厚为 1.6m。3417 工作面进风巷全长 1671m，巷道为矩形断面，沿顶掘进，掘进宽度为 5.2m， 高为 3.0m， 断面积为 15.6m2。 工作面一侧为未 开采的 3303 工作面，一侧为已采空的 3306 工作面 采空区， 如图 1 所示。受上一工作面回采后采空侧 侧向支承压力影响， 现进风巷采用现有支护方案难 以满足实际要求[1-2]， 根据现场测量的结果， 得到巷 道顶板下沉量在 200～300mm， 两帮移进量为 400～ 500mm， 变形量较大难以满足安全生产要求。 23417 进风巷支护方案数值模拟分析 2.1支护影响因素分析 巷道的支护效果受多方面因素共同影响， 其中 包括锚杆的长度、 锚杆的间排距、 以及锚固方式等 [3-4]。 图 1工作面布置示意 锚杆长度影响支护的作用范围， 与施加在锚杆 上的预应力大小成正比， 和施加预应力的形成的压 应力区范围成反比。与顶板岩层条件相适应的锚杆 长度，同时增加锚杆预应力后可取得最佳支护效 果， 通过实践对比， 当长度为 1.6m、 2.4m、 2.6m 时， 巷道变形量大， 支护效果不佳， 综合考虑锚杆长度 为 2.0m 时是最佳支护长度。 锚杆的间排距影响压应力区的范围大小， 当距 离合适时可以支护作用叠加，大大改善支护效果， 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 45 ChaoXing 但过密的锚杆也会增加支护成本。综合目前新元煤 业 3417 进风巷的现状， 间排距选为 1m 较为合适。 锚杆锚固方式有端部锚固、 全长锚固和加长锚 固 3 种，根据锚固后形成的预应力场的形状大小， 锚固效果最佳的方式为加长锚固， 同时通过预应力 改善分布效果达到最佳的支护目的。 2.2数值模拟方案 模拟采用 FLAC3D 软件， 建立长为 150m， 宽为 100m，高为 29m 模型，模型中巷道宽为 5m、高为 3m、 两 巷 间 的 煤 柱 宽 度 为 20m， 模 拟 服 从 Mohr- Coulomb 准则， 上覆载荷施加 11.75MPa， 模型 从上往下分别为中粒砂岩、 砂质泥岩、 3 号煤、 泥岩 和砂质泥岩， 围岩物理力学参数见表 1。 图 2数值模拟图 表 1围岩物理力学参数 初步拟定五套支护方案， 支护参数见如表 2。 支 护方案锚杆选用 500 号左旋无纵筋螺纹钢筋， 锚索 选用钢绞线。 表 2数值模拟支护方案参数 2.3支护方案数值模拟分析 通过改变支护参数， 模拟不同支护情况下的支 护效果。在 FLAC3D 中使用结构单元 Cables 代替锚 索和锚杆， 并将其施加在巷道的顶板和两帮， 然后 对结构单元进行赋值， 模拟锚索和锚杆的尺寸以及 预应力等， 分析围岩变形量的变化， 以求达到最佳 的支护效果， 以方案三支护参数为例， 见图 3。 图 3支护方案模拟 在软件中设置监测点， 分别对巷道顶底板和两 帮进行变形量监测， 其监测数据见表 3。 表 3围岩变形监测 为便于观察不同支护方案的变形量效果， 根据 表 3 围岩变形监测绘制变形柱状图， 见图 4。 图 4巷道围岩变形柱状 随着锚杆锚索间排距的增加， 巷道两帮和顶底 板的位移量也在逐步增加。当锚杆间排距由 700mm 增加到 900mm，锚索间排距由 1400mm 增加到 1800mm 时， 巷道围岩的变形量变化不明显； 当锚杆 间排距由 900mm 增加到 1200mm，锚索间排距由 1800mm 增加到 2200mm 时，巷道围岩的变形量变 化突出显著。从图 4 中可以看出， 方案一、 二、 三围 岩变形量处于较小的区间， 锚杆、 锚索密度由方案 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 岩层剪切模量 /GPa 体积模量 /GPa 抗拉强度 /MPa 粘结力 /MPa 砂质泥岩2.644.461.64.7 泥岩1.84.21.23.3 中粒砂岩3.665.51.85.4 3 号煤1.43.91.02.5 方案设计 锚杆间排距 /mm 锚杆尺寸 /mm 锚索参数 /mm 锚索尺寸 /mm 方案一 顶板11001000 Φ202000 22001000 Φ17.85200 两帮12001000 Φ202000 16002000 Φ17.84200 方案二 顶板10001000 Φ202000 20001000 Φ17.85200 两帮11001000 Φ202000 15002000 Φ17.84200 方案三 顶板9001000 Φ202000 18001000 Φ17.85200 两帮10001000 Φ202000 14002000 Φ17.84200 方案四 顶板8001000 Φ202000 16001000 Φ17.85200 两帮9001000 Φ202000 13002000 Φ17.84200 方案五 顶板7001000 Φ202000 14001000 Φ17.85200 两帮8001000 Φ202000 12002000 Φ17.84200 方案一二三四五 顶板最大位移47546093145 底板最大位移38434568103 煤柱帮最大位移2328316296 采煤帮最大位移33404080112 46 ChaoXing 二变为方案三的时候，两帮变形量增大了 16， 但 由方案三变为方案四的时候，两帮变形量增大了 52。由此可知， 方案三属于较为合理的支护参数。 33417 进风巷支护方案优化 3.1支护参数 3417 进风巷顶板锚杆钢号为 500 号，规格为 Φ20mm2.0m 的左旋无纵筋螺纹钢筋锚杆，间排 距 900mm1000mm。 。锚固方式为双速树脂加长锚 固， 所选用得锚固剂为 MSCK2330 和 MSZ2350 的组 合型， 有效锚固长度为 1240mm。 锚杆端部使用 M22 高强螺母、 拱型高强托板调 心球垫及尼龙垫圈，托盘规格 150mm150mm 10mm， 承载力不低于 210kN， 采用 W 型钢带， 规格 280mm4mm4800mm。 巷道表面铺设材料为 10 铁丝网片，规格为 5600mm1100mm，网孔规格 30mm30mm，搭接 100mm。 3.2帮部支护参数 巷帮所选用的锚杆型号与顶板索用型号相同， 钢号为 500 号，规格为 Φ20mm2.0m 的左旋无纵 筋螺纹钢筋锚杆，锚固方式为树脂加长的锚固， 所 使用的锚固剂为 MSZ2360。 锚杆端部使用 M22 高强 螺母、 拱型高强托板调心球垫及尼龙垫圈， 托盘使 用承载力不低于 210kN、尺寸不小于 150150 10mm 的规格，钢带采用 W 型钢带，尺寸选用 280mm4mm4800mm。 巷道表面铺设材料为 10 铁丝， 网孔规格采用 3030mm 的型号， 网片为 30001100mm 的大小， 在搭接时用 16 铅丝控制 100mm 的网片间距。 施工时锚杆垂直帮部打入， 每排打 3 根， 间排距为 1000mm1000mm。 锚索按照二二间隔式布置， 帮锚 索和底板距离为 600mm， 间距 1400mm。 图 53417 工作面进风巷锚杆锚索支护布置 3.3矿压观测 3417 进风巷掘进 300m 后，采用新的支护方案 继续掘进 300m， 在巷道 100m、 400m位置设置 2 个监 测站， 对原支护形式和改进支护后的巷道围岩变形情 况进行观测， 测站1 和 2 的数据统计如图 6 所示。 （a） 测站 1（b） 测站 2 图 6围岩变形曲线 从图 6 可以看出， 3417 工作面施工期间， 2 个 测站的巷道围岩变形速率均由快至慢， 最终趋于稳 定，其中距掘进工作面 120m 左右时围岩变形量开 始趋于稳定。从两帮和顶板移进量来看， 在原支护 条件下两帮移进量最大为 280mm，顶板移进量为 320mm， 优 化 支 护 方 案 后 两 帮 最 大 移 进 量 为 150mm， 顶板移进量为 200mm。对比不难看出， 两帮 变形量减少 46.4％， 顶板变形量减少 37.5％， 优化 后的支护方案有利于 3417 工作面进风巷围岩变形 控制。 4结论 1） 通过对 3417 工作面支护影响因素分析， 确定 了不同间排距和锚固方式等的五种支护方案，数值 分析变形控制效果， 锚杆锚索密度由方案二变为方 案三的时候， 两帮变形量增大了 16， 但由方案三 变为方案四的时候， 两帮变形量增大了 52。确定 方案三属于较为合理的支护参数。 2） 将方案三在 3417 工作面进风巷进行现场实 验， 通过矿压监测， 在原支护条件下两帮移进量最 大为 280mm， 顶板移进量为 320mm， 优化支护方案 后 两 帮 最 大 移 进 量 为 150mm， 顶 板 移 进 量 为 200mm。对比不难看出， 两帮变形量减少 46.4％， 顶 板变形量减少 37.5％，优化后的支护方案有利于 3417 工作面进风巷围岩变形控制， 满足安全生生产 的要求。 参考文献 [1] 高杰， 韩立军， 孟庆彬， 等.基于软岩巷道围岩分类的支护 （下转第 51 页） 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 47 ChaoXing （上接第 47 页） 方案优化[J].煤矿安全， 2016， 47 （08） 212- 215. 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[4] 单仁亮， 孔祥松， 燕发源， 等.煤巷强帮强角支护技术模型 试验研究与应用[J].岩石力学与工程学报， 2015， 34 （11） 2336- 2345. 作者简介 郑少伟 （1986- ） ， 男， 山西昔阳人， 2009 年毕业于阳泉职 业技术学院煤矿开采技术专业， 采煤助理工程师， 从事煤矿 掘进技术工作。 （收稿日期 2020- 4- 22） 煤矿现代化2020 年第 5 期总第 158 期 6.1系统因素 10306 工作面停采撤除期间， 10307 综放面正回 采， 两工作位置关系如图 8， 10307 切眼沿 10306 采空 区布置， 留设 5m 煤柱， 10307 回采后， 受采动压力影 响， 预留煤柱基本破损倒塌， 两工作面采空区连通， 因 采用综采放顶煤工艺， 10307 工作面两端头向采空区 漏风， 即使施工隔离垛封堵， 也会形成漏风供氧通道， 导致采空区遗煤自燃， 见图 8。 图 8工作面位置关系 6.2技术因素 1 ） 工作面防灭火措施落实不到位。一是对两端 头的封堵效果差。 停采后现场条件差， 两隅角封堵滞 后， 且未对两端头周边支架后部裸露煤体封堵， 封堵 范围小。二是对 10306 工作面支架后部破碎煤体的 防灭火处理不到位，支架后部丢煤区部分钻孔深度 不够， 角度不合理， 在压注过程中， 漏液比较严重， 个 别钻孔防火剂压注量不足。三是对可能出现自燃隐 患的顶板破碎区、离层带及地质构造附近区域未重 点处理。 2 ） 矿井防灭火技术手段单一。 工作面停采后， 仅 对停采线压注普通防火剂和粉煤灰浆，停采时间接 近煤层最短发火期时， 未应用压注凝胶、 惰性气体等 其它综合防灭火措施， 自然发火风险管控不到位。 6.3管理因素 未考虑到厚煤层停采工作面长期搁置可能造成 的隐患， 应及时临时封闭工作面。 7结论 采用综放工艺的特厚煤层采煤工作面，其停采 撤除期间防灭火工作是非常复杂的系统工程和技术 难题， 工作面停采后， 煤层长期暴漏在空气中， 很容 易具备自燃的条件，防治煤层自然发火措施具有时 效性， 必须及时落实到位， 而在接近工作面煤层最短 自然发火期时， 尤其要重视， 加强监测监控， 及时分 析检测数据， 一旦出现指标性气体， 迅速采取综合防 灭火措施， 抑制氧化速度， 控制发展趋势， 落实治理 措施。 兴隆庄矿 10306 工作面停采后长期搁置，出现 自然发火隐患，在采取综合防灭火措施后成功治理 隐患， 按矿整体工作部署临时封闭工作面， 隐患治理 过程验证了特厚煤层采煤工作面自然发火的复杂 性， 完善了矿井的防灭火技术体系， 为防治厚煤层综 放工作面煤层自然发火积累宝贵经验。 参考文献 [1] 张邦雄，魏锦平. 综放采场自然发火防治技术及实践.北 京 煤炭工业出版社， 2008. [2] 李佃平， 谢强珍， 程卫民.矿井综放工作面自然发火的早 期预控技术及应用.北京 煤炭工业出版社， 2011. 作者简介 刘星乐 （1983-） ， 男， 满族， 河北省承德市人， 2006 年毕 业于河南理工大学， 安全工程专业， 本科， 就职于兖州煤业股 份有限公司兴隆庄煤矿， 从事安全管理工作， 工程师。 （收稿日期 2020- 2- 6） 51 ChaoXing