西曲礦28302工作面切眼口劈幫圍巖控制技術研究

劉德亮(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

西曲礦28302工作面切眼口劈幫圍巖控制技術研究

劉德亮
(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

為解決西山煤電集團西曲礦28302工作面液壓支架拆除收尾時圍巖破碎、容易冒頂、支架被壓等問題，通過理論分析、數值模擬及工程類比的方法，提出了在28302工作面正巷與切眼交叉處劈幫的技術，確定了劈幫處的支護方案，有效控制了圍巖變形，順利實現了液壓支架的拆除。此技術對類似地質條件下工作面拆架有重要的借鑒意義。

支架拆除；數值模擬；圍巖控制；支護

隨著現代礦井機械化生產的發展，液壓支架被應用到采煤工作面，為了實現循環利用，上一個工作面采完之后，需要將支架拆除，以便之后的工作面使用。然而，工作面圍巖[1]的破碎程度決定了支架的拆除效率。西山煤電集團西曲礦28302工作面液壓支架拆除收尾時，由于受采面滯留時間長、拆架引起支撐壓力[2-4]動態變化的影響，最后3架液壓支架前方出現圍巖破碎、頂板冒落及支架被壓死的情況。為了實現液壓支架的順利拆除，本文通過理論分析、數值模擬及工程類比的方法，提出了在正巷與切眼口交叉處劈幫的技術，確定了合理的支護方案，有效地控制了圍巖變形，安全高效地將支架全部拆除并搬運到了地面。

1 工程地質條件及遇到的困難

西曲礦28302工作面所采煤層為8#煤層，屬于井田穩定可采的煤層，厚度為3.21～4.46 m，平均3.95 m. 根據鉆孔采樣試驗記錄可知，煤層直接頂板以泥巖為主，巖性較軟，易風化，抗拉強度0.9～1.0 MPa，平均0.95 MPa；抗壓強度32.8～33.6 MPa，平均33.20 MPa，屬中硬巖石；凝聚力系數3.4～4.7，平均4.05，抗剪內摩擦角33°49′～37°20′，平均35°35′. 底板以泥巖為主，其次為砂質泥巖，抗壓強度26.9～54.3 MPa，平均40.60 MPa，屬中硬巖石；抗拉強度0.5～2.3 MPa，平均1.4 MPa；凝聚力系數4.1～9.4，平均6.75.

28302工作面正巷約為1 200 m，副巷約為1 400 m，切眼長度為220 m，屬矩形斷面，工作面共布置液壓支架147架，整個工作面形成之后，于2015年11月初開始回采，2016年12月回采結束，歷時13個月。在2017年3月初，開始拆除支架，搬運路線為從工作面向28302正巷方向移動液壓支架，通過平板車搬運到正巷運料斜坡，然后再經過2805斜坡—西983大巷—北983大巷—副平硐，最后運到地面。

遇到的困難：前141架的拆除與搬運過程進展很順利，在拆第142架時，由于受采面滯留時間與拆架引起工作面支撐壓力動態變化的影響，后3架圍巖破碎、出現冒頂，導致支架被壓死，嚴重影響了支架的拆除收尾工作。因此，必須采取合理有效的措施控制其圍巖變形，本文將采用切眼口劈幫的技術，即在28302工作面正巷與切眼交叉處抹角。抹角區平面圖見圖1.

圖1 劈幫處平面圖

2 工作面回采期間應力分布

為了分析抹角區周圍圍巖破碎、支架被壓的原因，首先需要研究28302工作面回采期間，煤壁周圍應力增高區范圍。采用FLAC3D數值模擬[5]的方法，分析煤壁周圍垂直應力分布情況。

數值模擬以西曲礦8#煤的地質條件為背景，工作面長度取220 m，正巷、副巷寬度均取4.5 m，構建三維計算模型。為了滿足計算的精確度，綜合考慮計算的方便性，模型中對厚度不大或巖性基本相同的巖層進行了合并；在計算三維模型中，去除煤層傾角的干擾。數值模擬中各巖層、煤層的力學參數參考該礦煤巖塊的力學參數，模型采用應力邊界和位移邊界條件，模型的上表面施加均勻的垂直壓應力，其余邊界位移固定。待計算平衡后，取Z方向的垂直應力等值線分布圖，將模擬結果用后處理軟件Tecplot處理，見圖2.

圖2 垂直應力等值線分布圖

由圖2可以看出，28302工作面回采期間，煤壁周圍應力分布呈現中間小、兩邊大的情況，應力峰值出現在切眼與正副巷交叉處20 m范圍內，最大值達到13 MPa，計算出其應力集中系數約為2.0. 這解釋了在回收最后幾個支架時，工作面出現圍巖破碎、支架被壓的原因。正是因為受采動的影響，再加上工作面滯留時間長，導致在拆除142號架時，頂板出現局部冒落的現象。

3 劈幫處支護技術

根據以往的工程實踐，圍巖較破碎時，一般需要架鐵棚。根據數值模擬的方法，最終確定抹角后支護形式為錨桿+錨索+鐵棚，棚距為1.0 m，頂錨桿間排距為1.0 m×1.0 m，錨索間距為1.0 m. 鐵棚腿使用D35型單體。支護平面圖見圖3. 幫錨桿呈五花形布置，間排距為1.0 m×1.0 m，第一排幫錨桿距頂板0.6 m，并掛2.3 m×4.0 m的鐵絲網。頂錨桿采用d20 mm×1 800 mm的無縱肋螺紋鋼錨桿。幫錨桿采用d20 mm×1 800 mm的無縱肋螺紋鋼錨桿。錨索采用d17.8 mm，長為3.2 m的鋼絞線。

圖3 劈幫處支護平面圖

采用戴帽單體作為臨時支護,單體規格為D35. 柱帽規格為150 mm×800 mm. 單體間距1.5 m，柱帽與巷道平行放置。單體距幫不大于0.5 m，距永久支護不大于0.5 m. 在臨時支護下架設鐵棚，棚子架設好后再打錨桿錨索。注錨桿時，使用MQT-120單體風動錨桿機配合165 mm長的柱頭注入頂錨桿，錨桿必須頂透力矩螺母，外露長度以露出螺母10～40 mm為準，打設的錨桿要用BK42礦用氣動扳機套在力矩螺母上逐根緊固，并用聲控力矩扳手檢測，預緊力矩達到209 N·m，錨固力達到105 kN.

4 施工工藝

施工期間，采用爆破法破煤，裝載機轉運到40 t溜子、膠帶輸送機運輸的施工方式。掘進三隊負責爆破落煤和頂幫錨桿支護，安裝一隊負責轉運落煤和架設鐵棚。按照由外向里的順序依次施工，見圖3所示方向。

施工流程為：安全檢查→檢查加固鄰近10 m范圍內的支護→打眼→瓦檢、裝藥→瓦檢、灑水、連線、放炮→通風、瓦檢、灑水→出煤→臨時支護→架鐵棚、打錨桿、錨索→下一循環→清理現場

施工期間的工藝要求：

1) 對作業地點的通風、瓦斯、頂板支護、設備情況全面檢查，發現問題處理后再作業。

2) 檢查加固鄰近10 m范圍內的支護，爆破點前后10 m范圍內的單體相互間用抱箍連接。

3) 打錨桿眼時作業人員嚴禁戴手套操作，打錨桿前必須先“敲幫問頂”處理浮矸活石，排除隱患，在確保安全的情況下，方可作業。

4) 采用YTP-26型氣腿式鑿巖機與FT170型氣腿配套打眼，鉆頭為d30 mm的柱齒鉆頭，鉆桿為d22 mm×2 000 mm的空心鉆桿。眼深為1.7 m，要求打一個眼，注一根錨桿。錨桿眼打好后注入樹脂藥卷，注設時，先注入一卷MSCKb2360樹脂藥卷，再注入一卷MSK2380樹脂藥卷，然后注入錨桿并啟動錨桿鉆機攪拌上升，樹脂藥卷攪拌時間為10～25 s，安裝托片等待時間為90～180 s.

5 效果分析

施工期間，為了準確掌握頂板離層情況及圍巖的表面位移，安設了一個頂板離層儀來記錄頂板離層情況，并設置了一個測站對巷道表面位移進行監測[5]，每天記錄一次數據，在記錄數據期間，頂板離層儀讀數基本無變化，這說明上述支護方案有效地控制了冒頂。將表面位移測站的數據整理后，見圖4、5.由圖4，5可知，劈幫處在觀測的數天內，移近速度隨時間延長而逐漸減小，頂底板相對位移量最大為38 mm，移近速率最大為3.3 mm/d，平均約0.9 mm/d；兩幫相對位移量最大為32 mm，移近速率最大為2.8 mm/d，平均約0.8 mm/d. 劈幫處圍巖表面位移較小，頂板狀況較好，對支架的順利拆除提供了便利條件。可見，此項技術有效地控制了劈幫處圍巖的變形，并且期間未出現冒頂現象，提高了支架拆除工作的效率。

圖4 頂底板移近量曲線圖

圖5 兩幫移近量曲線圖

6 結 論

本文首先通過FLAC3D模擬軟件模擬了西曲礦28302工作面回采期間應力分布情況，得出了在切眼與正副巷交叉處20 m范圍內為應力增高區，應力集中系數約為2.0；然后采用工程類比結合數值計算的方法確定了切眼口劈幫的支護方案，并根據支護方案提出了相應的施工工藝；最后根據礦壓觀測數據分析得出，該支護方案有效控制了劈幫處圍巖變形，頂板狀況良好，為支架的順利拆除節省了時間。

[1] 王 平.關于煤礦巷道支護技術的淺析[J].低碳世界,2014(19):207.

[2] 邵澤松.煤礦巷道支護類型研究[J].內蒙古煤炭經濟,2014(4):396-398.

[3] 楊仁樹.煤礦巷道支護方案專家系統及應用研究[J].采礦與安全工程學報,2013(9):648-652.

[4] 王興順.工作面支承壓力影響范圍研究[J].煤炭科學技術,2013(S2):97-99.

[5] 王 軍.淺析數值模擬在煤礦巷道支護設計中的應用[J].工業技術,2013(8):137.

StudyonSurroundingRockControlTechnologyof38302WorkingFaceCuttingHoleSideFractureinXiquCoalMine

LIUDeliang

In view of seeking solution for the problems of support being pressed, induced roof fall and the surrounding rock being crushed in the end stage of support dismantling in 28302 working face, Xiqu coalmine, methods of theoretical analysis, numerical simulation and engineering analogy are adopted, this paper puts forward a new approach to the construction of the working face, i.e. to split the rib in the cross point between main tunnel and the open-off, the supporting scheme for splitting section is determined to manage the deformation in surrounding rock and guarantee the support dismantling. The technology is of important significance for reference in similar geological cases.

Support removal; Numerical simulation; Surrounding rock management; Support technology

·試驗研究·

2017-07-21

劉德亮(1987—)，男，山西孝義人，2015年畢業于中國礦業大學，助理工程師，主要從事煤礦生產管理工作(E-mail)liudeliang2008.com@qq.com

TD355

B

1672-0652(2017)10-0013-03