香源矿回采巷道超前支护技术应用

2018-09-18罗双健

现代矿业 2018年8期

罗双健

(山西汾西香源煤业有限责任公司)

回采巷道稳定是保障工作面安全高效生产的基础。尤其是在工作面采动影响下，巷道围岩应力集中，完整性下降，强度降低，极易发生冒顶、片帮等安全事故，给工作面正常生产带来严重安全隐患，因此，确定合理的超前支护方式对巷道在采动影响下围岩稳定有着十分重要的作用。本文以香源矿20104工作面运输顺槽实际地质条件为背景，利用悬吊理论和FLAC3D数值模拟软件对工作面采动影响下巷道变形规律进行分析研究[1-2]，并提出相应的支护方案[3-4]，为相似条件下工作面巷道支护设计提供参考。

1 工程概况

香源矿主采煤层包括2#、3#、4#、8#和9#煤层，额定生产能力为90万t/a。20104工作面主采2#煤层，煤层厚1.2～2.3 m，平均为1.75 m，倾角为2°～8°，平均为5°，煤层厚度稳定，结构简单，属稳定可采煤层。煤层直接顶为泥岩，平均厚1.98 m，基本顶为中粒砂岩，平均厚4.05 m，直接底为泥岩，平均厚2.85 m。20104工作面运输顺槽沿煤层顶板掘进，矩形断面，宽4.2 m，高2.3 m，断面积为9.2 m2。工作面运输顺槽布置平面见图1。

2 现有支护方案

20104工作面运输顺槽采用锚网梁+锚索联合支护形式。

顶板支护：采用φ20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢锚杆，每排布置6根，间排距为800 mm×900 mm，均垂直于顶板布置；采用φ17.8 mm×5 500 mm钢绞线锚索，锚索排距为1 800 m，均垂直于顶板“三·二”布置，每排布置3根时，锚索间距为1 000 mm，每排布置2根时，锚索间距为1 200 mm；采用φ14 mm 钢筋托梁，规格为4 100 mm×80 mm；采用12#铁丝加工制成的金属菱形网，规格为4.5 mm×1.0 m，网孔规格为50 mm×50 mm。

两帮支护：采用φ16 mm×1 600 mm端头锚固圆钢锚杆，锚杆依据煤层厚度分区布置，当煤层厚度为1.8 m及以下时，排距为900 mm，每帮每排布置2根，均垂直两帮，上部锚杆距顶板400 mm，下部锚杆布置在煤岩交界处；当煤层厚度为1.8 m以上时，锚杆间排距为800 mm×900 mm，每帮每排布置3根，均垂直顶板，上部锚杆距离顶板400 mm；采用12#铁丝加工制成的金属菱形网，规格为1.6 m×1.0 m，网孔规格为50 mm×50 mm。

巷道支护断面见图2。

3 支护参数校验

3.1 锚杆长度

根据悬吊理论，锚杆长度应由外露长度、有效长度和锚固长度三部分组成，其表达式为

L=L1+L2+L3,

(1)

式中，L为锚杆长度，m；L1为外露长度， m；L2为有效长度,顶锚杆取冒落拱最大高度，帮锚杆取煤帮破碎深度，m；L3为锚固长度，m。

图1 20104工作面运输顺槽布置平面

图2 巷道支护断面(单位:mm)

式(1)中，外露长度L1可取0.1 m，锚固长度L3顶锚杆可取1.1 m，帮锚杆可取0.55 m，有效长度L2顶板取冒落拱最大高度，两帮取煤壁破坏深度，有

(2)

(3)

式中，b为冒落拱高度，m；B为巷道宽度，取4.2 m；fd为顶板普氏系数，取4；c为两帮破坏深度，m；H为巷道高度，取2.3 m；f为巷道围岩普氏系数，取1.1。

代入数据，可得b=0.76 m，c=0.93 m。

将所得结果代入式(1)，可得顶锚杆长度L=1.96 m，帮锚杆长度L=1.58 m。

根据支护设计，顶锚杆长2 m，帮锚杆长1.6 m，均满足生产需求。

3.2 锚杆间排距

根据锚杆承载能力，锚杆间排距可由下式计算得到

(4)

式中，a为锚杆间排距，m；Q为锚杆锚固力，取50 kN；Ka为安全系数，取1.8；γ为巷道围岩容重，顶板岩层取25.7 kN/m3，两帮岩层取15.4 kN/m3；其余符号意义同上。

代入数据，可得顶锚杆a=1.19 m,帮锚杆a=1.39 m。

因此，支护设计中的锚杆间排距满足实际生产的需求。

3.3 锚索间排距

根据矿井地质资料可知，工作面直接顶为1.3～3.0 m，平均为1.98 m，岩性以泥岩为主，强度较低，为防止直接顶岩层整体垮落，还需向顶板打入锚索，将直接顶岩层悬吊于上部稳定岩层内。锚索间排距可表示为

Lm=nF/[(BmHmγd-2Qsinθ)/Lp] ,

(5)

式中，Lm为锚索间排距，m；n为锚索根数，取较危险情况2根；F为锚索极限承载能力，取320 kN；Bm为顶板冒落宽度，取最大值巷道宽度4.2 m；Hm为顶板冒落高度，取直接顶最大厚度3.0 m；γd为顶板岩层容重，取25.7 kN/m3；θ为两侧顶锚杆与与顶板夹角，取90°；Lp为顶锚杆排距，取0.9 m。

计算可得锚索间排距最大应为2.57 m，实际设计方案满足生产需求。

4 采动影响下巷道变形规律

通过上述计算，认为巷道支护方案基本可以满足巷道要求，但在回采期间，采动影响，工作面前方一定范围内的巷道变形严重，常规支护难以保证巷道的围岩稳定，需进行加强支护。因此，根据20104工作面实际地质条件，利用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型。模型长200 m，宽150 m，高60 m，底部与四周固支，顶板施加均布载荷模拟上覆岩层作用。数值计算模型见图3。

图3 数值计算模型

利用数值模拟软件模拟采动影响下巷道围岩破坏情况。在工作面两侧，首先掘进回采巷道，巷道尺寸依据实际情况为4.2 m×2.3 m，计算至平衡后回采工作面，工作面长140 m，每次推进2 m，共推进50 m，分析工作面超前35 m内的巷道塑性破坏规律。工作面回采前巷道围岩变形见图4。

图4 工作面回采前巷道塑性破坏示意

为方便研究，将围岩剪切破坏部分设为浅色，拉伸破坏部分设为深色。由图4可以看出，工作面回采前，巷道围岩变形以剪切破坏为主，仅巷道底板有少量拉伸破坏。然后对工作面进行回采，共推进50 m，工作面前方巷道塑性破坏见图5。

图5 工作面前方回采前巷道塑性破坏示意

如图5所示，受工作面采动影响，工作面前方5m处回采巷道破坏严重，靠近工作面一侧，煤壁破坏范围明显增大，且巷道围岩以拉伸破坏为主，极易发生冒顶、片帮等安全事故；随着与工作面距离的增大，巷道围岩塑性破坏范围逐渐减小，在距离工作面35m处，巷道围岩塑性破坏情况与工作面回采前基本一致，未受工作面的采动影响。由此可知，在回采过程中，工作面前方25m范围内回采巷道受采动影响严重，需加强支护，以保证回采巷道稳定。