东曲矿回采巷道支护技术研究

2019-03-11张睿

山东煤炭科技 2019年2期

张睿

（西山煤电(集团)有限责任公司安监局，山西太原 030053）

随着经济的发展，我国煤炭资源总量逐渐减小，这导致煤炭开采逐渐向深部发展[1]，随之而来出现许多问题，回采工作面巷道围岩的控制问题是工作面实现安全生产的关键[2-3]，由于我国各煤矿地质条件千差万别，因此，不同煤矿回采工作面的回采巷道围岩变形问题复杂多变[4-5]。

东曲矿煤层埋深较大，工作面回采巷道在掘进时期，围岩变形量大，当工作面回采时，巷道变形剧烈，围岩变形呈非对称性且与时间有关，如何有效控制巷道围岩变形，实现高产高效化生产是东曲矿目前面临的主要问题。因此，本文对东曲煤矿巷道支护参数进行研究。

1 工程概况

东曲矿隶属于西山煤电集团，煤矿位于山西省古交市，煤矿开采煤层为9#煤层，煤层厚度为2.20～3.13m，平均厚度为2.7m，属于中厚煤层，煤层倾角为1°～8°，平均为5°，煤层属于近水平煤层，煤层埋深最大为350m。9102工作面回采过程中，巷道变形严重，如图1所示。回采巷道受动压影响，局部地段出现冒顶情况。因此，需对回采巷道围岩变形特征及支护参数进行研究，巷道原支护参数为锚杆采用Ф20×2000mm的螺纹钢锚杆，间排距为800×800mm，锚索为Ф17.8×6000mm的钢绞线，间排距为1400mm×1600mm。

图1 巷道围岩变形情况图

2 巷道支护方案设计

通过现场分析可知，东曲煤矿巷道围岩在掘进期间变形情况严重，回采巷道受工作面动压影响后，巷道围岩易发生冒顶事故，巷道变形特征为围岩变形呈现非对称性，且与时间因素有关。经过专家及技术人员的判断分析可知，回采巷道围岩变形严重的主要原因为：巷道所采用的锚杆锚固长度不足；另据现场试验，当提高锚杆预紧力时，围岩变形情况较为缓和，因此可以确定，回采巷道所安设的锚杆预紧力不足及巷道掘进后支护不及时也是巷道变形破坏的原因。因此，设计新支护方案为将原支护方案中顶板及帮部锚杆加长为2400mm，间排距为800mm×800mm，预紧力为70kN，顶板锚索长度为6000mm，间排距为1400×1600mm。

3 围岩变形控制技术

3.1 巷道支护方案数值模型建立

通过FLAC3D数值模拟软件建立数值模拟模型，模型尺寸为：长为210m，宽为150m，高为120m，模型共划分693329个单元格，700385个节点，模型边界条件为模型四周及模型底部固定，限制水平及垂直位移和应力，模型顶部施加9.03MPa原岩应力。数值模拟模型如图2所示。

图2 数值模拟模型示意图

3.2 模拟过程

模拟过程为：（1）建立数值模拟模型，如图2所示；（2）初始平衡，初始平衡后，模型物理力学条件同煤层地质条件下力学条件相同；（3）开挖工作面回风及运输顺槽，并采用所设计支护参数对回风及运输顺槽进行支护；（4）回采9102工作面，监测超前工作面30m处，回风及运输顺槽围岩变形情况；（5）模拟结果分析。

3.3 模拟结果分析

图3所示为东曲煤矿9102回采工作面回采巷道在巷道掘进及工作面回采时围岩塑性区云图，当9102工作面顺槽掘进后采用本文设计的支护方案进行支护时，掘进巷道掘进支护后，巷道两帮塑性区深度均为0.5m，巷道顶板破坏深度为1m，巷道塑性区破坏深度较小，处于锚杆锚固范围内，说明该支护方案能够满足回采巷道在掘进期间的稳定性；当工作面回采时，工作面超前支撑压力影响范围为30m，工作面前方30m处巷道围岩塑性区破坏范围大，9102工作面回采巷道两帮塑性区破坏深度均为1.5m，小于锚杆锚固长度，顶板破坏深度为2m，小于锚杆锚固长度；9102回采工作面前方50m处，回采巷道两帮破坏深度均为1.5m，顶板破坏深度为1.5m，顶板及两帮塑性区破坏深度均小于锚杆锚固长度；9102回采工作面前方90m处，回采巷道两帮破坏深度均为1m，顶板破坏深度为1.5m，顶板及两帮塑性区破坏深度均小于锚杆锚固长度。由此分析可知，所设计的锚杆（索）支护方案能满足东曲煤矿回采工作安全生产的需要，工作超前支撑压力影响范围为30m，距工作面距离越远，回采巷道围岩稳定性越好。

图3 掘进及回采巷道工作面塑性区云图

4 支护效果观测

为进一步检验所设计回采工作面回采巷道的支护方案的可行性，东曲煤矿采用所选支护方案后，对巷道围岩位移量进行监测。监测结果表明，回采巷道在掘进期间，顶板最大位移量为12mm；工作面回采期间，围岩最大位移量是工作面前方30m处，顶板最大下沉量34mm。巷道围岩变形量小，说明所选支护方案能够满足安全生产需要。图4为回采巷道支护参数图，图5为回采巷道围岩支护效果图。