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大斷面全煤回采巷道支護優化

2019-10-11 00:55:02王高峰
2019年9期
關鍵詞:錨桿圍巖

張 科,王高峰

(潞安集團 郭莊煤業公司,山西 長治 046100)

厚煤層占我國煤炭資源總賦存量的40%以上,在厚煤層資源的開采設計中,回采巷道一般沿煤層底板掘進,巷道的高度一般小于煤層厚度[1]。該種巷道的頂板與兩幫通常為煤層,當煤層的強度較低時,巷道圍巖穩定性較差,巷道表面位移量較大,嚴重影響了巷道的安全使用[2]。朱振平[3]基于三元中能煤業2302回風平巷的工程實際,采用理論分析與FLAC3D數值模擬相結合的方法,對大斷面破碎圍巖回采巷道受二次采動影響下的失穩機理進行了研究,提出了以增加支護強度為主要解決方法的圍巖加固方案,并在實踐中得以應用,取得了良好效果;王金華[4]基于塔山礦的開采實際,運用數值模擬分析方法,針對影響全煤巷道穩定性的頂煤厚度、巷道布置、埋深以及錨桿錨索支護參數等因素,進行了圍巖應力分布對比分析,得出了巷道應力與位移的分布規律,為全煤巷道支護提供了理論指導。

本文依托郭莊煤礦生產實際,在礦井原有支護失效的情況下。采用秦巴列維奇理論,對巷道圍巖失穩深度進行計算,并對錨桿、錨索的設計參數進行設計,經現場鉆孔窺視與巷道表面位移監測,該種支護參數對巷道穩定產生了積極的控制作用,效果良好。

1 工程概況

郭莊煤礦3312綜采放頂煤工作面開采3號煤層,煤層平均厚度6.14 m,傾角2~8°,平均3°,該煤層賦存于二疊系山西組地層中下部,為陸相湖泊沉積,結合工作面范圍內礦井3181號鉆孔及工作面巷道揭露煤層結構情況,工作面回采范圍內煤層厚度穩定,局部有1~2層塊狀夾矸,煤層普氏系數為0.7~0.9。3312工作面地面標高為+913.7~+941.7 m,井下標高﹢460~+500 m,工作面最大埋深481.7 m,最小埋深413.7 m。煤層直接頂粗粉砂巖,厚度平均3.01 m,普氏系數4~5;老頂為灰、灰白色中厚層狀細粒砂巖,厚12.24 m,斜層理明顯,裂隙不發育,普氏系數7~8。礦井坑透CT顯示,工作面范圍內未出現無線電波異常區,說明該范圍內無明顯地質構造,無斷層與陷落柱揭露,工作面地質條件與水文地質情況簡單。

3312運輸巷沿3號煤層底板掘進,設計長度1 150 m,巷道為矩形斷面,凈寬5.0 m,毛寬5.2 m,凈高3.3 m,毛高3.4 m,凈斷面積16.5 m2,掘進斷面積17.68 m2,為全煤巷道,主要擔負3312工作面設備運輸與工作面煤流運輸以及為輸送工作面新鮮風流等任務。

2 大斷面全煤回采巷道圍巖破壞特征

由于3312工作面運輸巷掘進高度為3.4 m,遠遠小于煤層厚度6.14 m,故巷道頂板存在厚達2.74 m的煤層,現場調研表明3號煤結構松散,強度較低,受到掘進擾動以及回采擾動后,極易形成散體結構,并隨時垮落,對礦井的安全高效回采影響較大。考慮到上述因素,利用秦巴列維奇理論建立巷道圍巖破壞理論計算模型[5],見圖1。

圖1 秦巴列維奇理論力學模型

由圖1可知,巷道兩幫受兩側壓力,呈倒三角形垮落,巷道頂板受覆巖以及開采擾動壓力,呈現類拱性垮落,故在進行巷道圍巖破壞理論計算時,必須對兩幫以及頂板的最大破壞深度b、h進行計算。

巷道兩幫最大破壞深度b可根據式(1)、(2)計算[5]。

b=Htanθ

(1)

θ=π/4-φ/2

(2)

式中:H為巷道掘進高度,取3.4 m;θ為3號煤層塌陷角,(°);φ為3號煤層內摩擦角,實驗室測量為31°。

巷道頂板最大垮落高度h可根據式(3)計算[5]。

(3)

式中:a為巷道掘進寬度,取5.2 m;RC為3號煤層單軸抗壓強度,實驗室測量為8.2 MPa。

將相關數據帶入公式可得,巷道兩幫最大破壞深度b為1.58 m,巷道頂板最大垮落高度h為5.1 m。

3 巷道原有支護形式及效果

3.1 巷道原有支護

3312工作面運輸巷在掘進初期,認為巷道的穩定性的關鍵是對兩幫圍巖穩定的控制。為有效保護巷道兩幫的穩定性,在支護初始階段就對巷道兩幫進行了加強支護,巷道原有支護參數為:頂錨桿長度2 000 mm,直徑為20 mm,間排距為1 125 mm×1 000 mm;幫錨桿長度1 800 mm,直徑為20 mm,間排距為800 mm×1 000 mm;頂板錨索長度為6 400 mm,直徑為21.8 mm,間排距為2 000 mm×2 000 mm。巷道支護斷面見圖2。

圖2 巷道支護斷面(mm)

3.2 巷道原有支護效果

3312工作面運輸巷掘進300 m后,出現圍巖失穩,巷道變形量較大,在巷道變形最大處進行了井下素描,見圖3;在圍巖較為穩定處,對頂板0~2 m進行了鉆孔窺視,鉆孔窺視結果,見圖4。

圖3 巷道變形輪廓線素描(mm)

由圖3可知,巷道頂板最大下沉量867 mm,巷道底板最大鼓起量488 mm,總體頂底板移近量為1 355 mm;巷道兩幫最大移近量為710 mm。巷道已經完全無法使用,圍巖完全失穩,嚴重威脅巷道內人員與機械設備的安全。

圖4 巷道原有支護頂板0~2 m窺視

由圖4可知,即使在巷道圍巖較為穩定區域,巷道頂板0~2 m的煤層范圍內,煤層極不穩定,裂隙較為發育,圍巖穩定性較差。綜合前面研究,可見原有支護形式不能控制巷道圍巖的穩定,無法滿足巷道的安全高效使用,不利于礦井的安全生產。

4 巷道優化支護形式及效果

4.1 巷道優化支護形式確定

結合圖3與圖4可以發現,巷道支護強度總體偏低,造成了巷道圍巖穩定性差,巷道表面位移量大。所以優化大斷面全煤回采巷道的總體目標為增強巷道支護強度,控制巷道表面變形。對巷道支護參數重新優化,增加錨桿以及錨索長度與密度,重新設計支護參數為:頂錨桿長度2 400 mm,直徑為22 mm;幫錨桿長度2 400 mm,直徑為22 mm;頂、幫錨桿間排距均為800 mm×800 mm;頂板錨索長度為8 400 mm,直徑為21.8 mm,間排距為2 000 mm×2 000 mm。巷道支護斷面圖見圖5。

4.2 支護效果檢測

為檢測巷道支護效果,在3312工作面運輸巷掘進完成后,進行了鉆孔窺視,對巷道圍巖狀況進行了觀測,見圖6。在3312工作面回采期間,對工作面前方巷道表面位移進行了監測,見圖7。

由圖6可以看出,巷道表面0~2 m范圍之內,煤層整體性較好,未發現有明顯的裂隙發育,錨桿、錨索對煤層起到了控制作用,該支護方式保障了巷道的安全高效使用。

由圖7可以看出,巷道頂底板最大移近量為185.2 mm;兩幫移近量最大為50.2 mm。巷道變形量均在巷道安全使用范圍之內。由此可見,該種支護方式對郭莊礦3312工作面運輸巷全煤巷道圍巖穩定性起到了控制作用。

圖5 巷道優化支護斷面(mm)

圖6 巷道表面0~2m鉆孔窺視結果

圖7 巷道表面位移隨工作面推進變化

5 結 語

針對3312工作面運輸巷為大斷面全煤巷道,采用秦巴列維奇理論,確定兩幫最大片幫深度為1.58 m,巷道頂板最大垮落高度為5.1 m。在原有支護參數下,巷道頂底板移近量為1 355 mm,兩幫最大移近量為710 mm,巷道圍巖失穩。通過對支護參數優化后,巷道頂底板最大移近量為185.2 mm,兩幫最大移近量為50.2 mm,滿足了巷道安全使用要求,支護方案對巷道圍巖起到了良好的控制作用。

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