APP下载

常村矿25 采区运输平巷厚层软弱顶板支护参数优化

2021-08-31武深浩

煤炭与化工 2021年7期
关键词:帮部平巷采区

武深浩

(山西潞安工程有限公司,山西 长治 046100)

1 概 况

常村煤矿25 采区运输平巷服务于25 采区运输系统,巷道沿3 号煤层底板掘进,3 号煤位于山西组的中、下部,为全井田可采,巷道区域煤层总厚为5.6~ 6.27 m,平均厚度为5.97 m,平均倾角为3.5°,煤层直接顶为砂质泥岩,均厚为3.24 m,基本顶为细粒砂岩,均厚为3.81 m,直接底为细砂岩,均厚为1.42 m,基本底为粉砂岩,均厚为3.55 m。25 采区运输平巷的断面形状为矩形,断面尺寸5 000mm×4 000 mm,支护方式为锚杆+锚网+锚索。在巷道顶部布置6 根螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×900 mm,锚杆规格为φ20 mm×2 000 mm。巷道两帮锚杆规格与顶板相同,间排距为800 mm×900 mm。巷道两帮采用金属锚网,规格为4 000 mm×1 000 mm。顶板锚索间排距2 000 mm×9 00 mm,规格为φ17.8 mm×9 000 mm。支护情况如图1 所示。25 采区运输平巷在初始掘进时,矿压显现不明显。当巷道掘进300 m 左右时,巷道顶板出现明显下沉变形。因此,需要找出巷道变形原因,并提出解决方案,保证今后正常掘进。

图1 巷道断面支护示意Fig.1 Roadway section support

2 巷道变形破坏原因及控制技术

为了解原支护体系下运输平巷的变形破坏特征,在巷道内设置监测点,监测巷道变形情况。通过检测顶板离层量发现,掘进期间巷道顶板下沉量多在200 mm 以上,顶板上方8 m 范围内顶板离层量达到140 mm。掘进期间,顶板锚固区外离层的持续发育导致顶板锚索受力急剧增大,巷道帮部煤体破碎,两帮的变形量平均达到800 mm,网兜现象严重。巷道顶板岩层易风化崩解,碎胀变形大并易出现离层冒落,围岩存在显著的离层错位。造成这一现象的主要原因是锚索长度过大造成锚索预紧力作用范围减小,在拉应力和切应力的共同作用下导致巷道周围岩层发生剪切变形,顶板下沉变形。针对厚层软弱顶板巷道,围岩控制技术的主体为锚杆锚索支护技术。为此,需要研究支护技术,对原有的锚杆锚索进行2 个方面的优化。

(1) 强化顶板承载结构。由于厚层软弱顶板巷道,其顶板下沉量较大,且易出现顶板整体下沉的现象,故为了保障顶板安全,在厚层软弱顶板进行支护时,应加大锚索作用范围,形成有效的应力作用区,控制顶板松动。对于厚层软弱顶板,存在锚索无法作用到坚硬顶板的现象,基于该特点需缩小锚索间距,使各根锚索间形成的压应力区域相互叠加,进而将压应力区域联结为一个整体,在顶板上形成具有一定承载能力的加固拱。锚索加固如图2 所示。

图2 锚索加固拱示意Fig.2 Reinforcement of anchor cable

由于加固拱以内的煤岩体相对处于三轴受力的状态,使得该部分岩体具有较好的承载性能,加固拱的承载能力与锚索间距、预紧力、长度等有关,其表达式如下:

式中:q为锚索加固拱的承载能力;R为巷道的外接圆半径;Q为锚索的预紧力;L为锚索的长度;D为锚索的间排距;θ 为煤岩体的内摩擦角。

(2) 顶板帮部协同支护。在巷道顶板下沉的过程中,顶板压力会逐渐向巷道的两帮转移,巷道帮部应力逐渐变大,巷道发生变形破坏。为减小顶板离层量,需要加强帮部支护。由于两帮煤体的强度较低,且帮部的破坏形式主要为煤体交界面的滑移和压剪破坏。针对厚层软弱顶板煤帮的加固,可通过采用锚杆与短锚索联合支护的形式,提高巷道帮部强度,详细的支护机理如图3 所示。锚杆锚索共同支护的体系提高了帮部的支护强度,形成巷道强帮护顶的整体支护形式。

图3 巷道帮部锚索锚杆支护示意Fig.3 Anchor cable and bolt support at roadway side

3 巷道支护优化

3.1 加强顶板控制

将现场实际地质情况同巷道围岩控制技术相结合,对原有支护方案进行优化改进。

(1) 运输平巷全长2 000 m,巷道断面为矩形,规格为5 000 mm×4 000 mm。

(2) 顶板的支护锚杆规格为φ22 mm×2 500 mm,间排距880 mm×800 mm。采用1 卷Z2360 树脂锚固剂。顶板钢筋梯梁的规格为4 900 mm×88 mm,金属网规格为2 550 mm×1 050 mm。

(3) 帮部锚杆与顶板相同,间排距为850 mm×800 mm。钢筋梯梁的规格为2 000 mm×88 mm。

(4) 顶板的锚索规格为φ21.8 mm×7 300 mm。间排距1 200 mm×800 mm,布置在2 排锚杆中间。采用2 卷Z2360 树脂锚固剂。

(5) 巷道帮部布置2 根中空注浆锚索,间排距1 500 mm×1 600 mm,规格为φ21.8 mm×4 000 mm。实体煤侧的锚索规格为φ21.8 mm×5 000 mm。后期为了降低支护成本,将中空注浆锚索调整为普通锚索。优化后的巷道断面如图4 所示。

图4 巷道断面支护参数Fig.4 Supporting parameters of roadway section

3.2 巷道支护效果模拟

根据25 采区运输平巷的实际地质情况,借鉴类似工况经验,通过FlAC3D 软件,采用摩尔- 库伦本构模型建立常村矿25 采区运输平巷支护模型。结合现场的实测情况,模型Y 方向施加载荷15 MPa,X 方向位移约束,底部垂直方向位移约束。模拟模型尺寸设置为60 m×60 m×10 m,巷道断面为5 m×4 m。根据顶底板的岩性,赋予相应的力学参数,并进行巷道开挖,分析巷道变形。模拟结果如图5 所示。

图5 支护优化前后围岩塑性区和位移分布Fig. 5 Surrounding rock plastic zone and displacement distribution before and after support optimization

模拟结果显示,支护优化前巷道两帮和顶板破坏较大。优化后,破坏范围明显变小,顶板及两帮破坏深度由2.2 m 减小到0.9 m,改善效果明显。在模型中设置测点进行巷道围岩变形监测,优化后各部位围岩变形量明显减小,顶板、底板、帮部变形量分别由81.3、108.6、551 mm 减小至37.2、47.3、298 mm,分别减小了54.2%、56.4%、45.9%。可见,优化后可有效抑制围岩塑性区向深部发展,确保巷道围岩的稳定。

3.3 现场应用及效果分析

应用优化方案后,在巷道表面不同地方设置数个监测点,观察巷道变形量。图6 为巷道变形量监测图。

图6 巷道变形量监测曲线Fig.6 Monitoring curve of roadway deformation

由巷道变形监测曲线可知,优化后顶板的最大下沉量约为75 mm,煤帮的变形量约为300 mm,实体煤帮变形量约为380 mm,巷道两帮的变形量约为700 mm,巷道变形量得到了有效的控制。

在应用优化后的支护方案后,运输平巷的两帮及顶底板的变形量均控制在允许范围内,能够满足巷道通风及行人的要求,虽然靠近工作面侧的巷帮变形相对较大,但是巷道的整体控制良好,因此可以断定25 采区运输平巷支护合理。

4 结 语

常村矿巷道顶板为软弱厚层顶板,通过现场实测发现,巷道产生变形的主要原因是锚索过长,预紧力作用范围变小。在结合现场实际情况后,利用顶巷道围岩控制技术对原支护方案进行了改进,得到锚杆+锚索+锚网的联合支护方案。经过数值模拟及现场实测,该支护体系能够确保25 采区运输平巷在今后的掘进工作中正常安全的使用。

猜你喜欢

帮部平巷采区
马兰矿回采巷道强帮护顶支护技术应用
稠油热采区块冷采降粘技术应用
煤巷掘进工作面帮部前探梁临时支护结构的设计探析
矿井中厚煤层倾斜分层开采技术探析
车集煤矿2611工作面煤巷片帮机理分析与控制技术研究
An Iterative Detection/Decoding Algorithm of Correlated Sources for the LDPC-Based Relay Systems
基于Delphi-TOPSIS法的露天矿采区接续方案优选
冲击地压工作面开采技术开采上解放层卸压
露天矿首采区以及拉沟位置选择的评价
煤矿采区上、下车场气动推车系统