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燕子山矿大断面压力区切眼巷道支护设计研究

2022-04-08刘志强

能源与环保 2022年2期
关键词:锚杆断面顶板

刘志强,赵 静

(1.晋能控股煤业集团 燕子山矿,山西 大同 037100; 2.晋能控股煤业集团 煤峪口矿,山西 大同 037100)

切眼作为煤矿开采重要组成部分,随着科学技术的发展,随着煤矿开采水平的提高,一些大型的综采设备在煤矿的应用也更加的普遍化,为了满足需求,煤矿大断面的切眼工作面由此产生。切眼工作面的安全掘进,根据地质条件,优先考虑二次掘进成巷法,保证人员设备的安全。工作面的巷道支护效果达标,对后续的综采设备的安装,顺利高效的回采具有重要的意义。许多学者对开切眼的巷道支护、围岩的稳定性做了研究,例如董飞[1]针对常村煤矿2105工作面遇到的支护困难、围岩变形破坏严重等问题,通过分析现场地质条件,确定了大断面切眼分两次掘进成巷的技术方案,提出合理的支护参数;高鸿宇等[2]针对大同塔山煤矿8102工作面开切眼,通过无支护条件下 FLAC3D数值模拟软件对开切眼围岩应力分布、变形破坏特征进行了分析;夏彬伟等[3]利用 FLAC3D数值模拟软件,针对同忻煤矿某工作面进行数值模拟分析,获取的围岩垂向位移曲线能有效判断“三带”范围及分界线,监测的支架压力验证了周期来压与来压步距;吴昕[4]针对平煤四矿 19070 工作面开切眼,通过理论计算底板破坏深度,确定顶板完整性,从围岩应力、围岩强度、巷道支护等方面确定了一次成巷的可行性;杨光荣[5]以李家豪矿12018工作面开切眼为背景,系统研究了大断面开切眼支护体变形特征、垮落机理、垮落危险区预测方法、预测指标体系和关键指标拾取技术;张向东等[6]对二次掘进下大跨度开切眼的巷道支护的数值模拟进行分析,以南阳坡煤矿8702工作面为研究对象,通过FLAC3D数值模拟软件,分析切眼在二次开挖过程中围岩应力、位移量的变化规律。

借鉴学者对煤矿切眼的大量经验,以燕子山煤矿8212切眼工作面为工程背景,通过优化支护设计,对锚杆轴力数据实时动态监测,与数值模拟软件模拟巷道在有无支护条件下的围岩支护效果,调整支护设计方案,提出锚索网联合支护。根据工程在切眼工作面上覆采空区和煤柱压力的实际情况下,防止大断面巷道发生冒落,采用二次掘进成巷法,大断面开切眼第一次掘进贯通后,顶板的应力场重新分布,达到平衡状态,切眼巷道第二次扩帮时,巷道中间已经架设木垛,使得大断面在第二次扩帮时的顶板围岩应力变化很小,验证了支护方案的可行性。为燕子山矿在石炭系煤层相同的地质情况下提供可靠的数据支撑,更加系统的补充相关数字化资料。

1 工程概况

8212切眼工作面位于燕子山矿C3煤层302盘区,为了综采设备的稳装,切眼工作面设计为矩形断面,长163 m,宽8.5 m,高3.3 m,净断面28.05 m2。一般巷道断面达到16.5 m2就属于大断面巷道。8212工作面切巷属于典型的超大断面巷道,其中机组壁龛处断面达到10.5 m,长达18 m,大断面巷道一般围岩的稳定性较差。在过煤柱压力区时,压力较强烈,C3煤层8212切眼工作面内预计无大断层、陷落柱的存在,且岩浆岩侵入的可能性甚小;依据相邻8214工作面掘进情况分析,预计8212工作面可能会揭露3条落差介于0.8~2.0 m的正断层,导水可能性不大。8212切眼位置如图1所示。

图1 8212切眼位置示意Fig.1 8212 cutting position diagram

8212切眼工作面顶底板特征见表1,切巷掘进时,工作面煤层结构复杂,有2至5层0.07~0.61 m的夹石,煤层平均厚度为 5.36 m,属厚煤层;煤厚变异系数为16.9%,系稳定煤层;煤层大致走向东西,倾向东,倾角为1°~3°。通过分析切巷的地质条件可以为后期的支护设计提供依据[7-10]。

表1 煤层顶底板情况Tab.1 Roof and floor of coal seam

2 ABAQUS数值模拟分析

在大跨度、掘进工作面比较长、地质条件比较复杂的情况下,通过数值模拟可以直观地模拟切眼工作面的变化,数值模拟在分析切眼巷道支护得到大量的应用。为了保证开切眼工作面的安全性和稳定性,针对8212切巷工作面的巷道支护情况,利用ABAQUS软件模拟巷道围岩垂直应力应变云图,二维网格划分切巷工作面,分析切巷在第1次掘进顶板及两帮支护受力,刷开扩帮之后巷道顶板围岩应力—应变及破坏特性。

2.1 数值模拟的建立

数值模拟本身就是运用真实的数据通过计算机模拟软件反映实际现场,为了达到模拟结果的真实有效性,通过对现场的实地勘探抽取岩体样本进行实验获取第一手资料[11-13]。

表2 岩石物理力学参数Tab.2 Physical and mechanical parameters of rock

切眼巷道尺寸为8.5 m×3.3 m×163.0 m,巷道分2次掘进,第1次按4.8 m×3.3 m掘进贯通,二次扩帮按3.7 m×3.3 m掘进支护,直至切眼巷道扩切完成。为了满足顶板破碎围岩应力变化,采用切眼巷道10倍比例二维模型尺寸进行模拟。切巷模型尺寸48 m×33 m、37 m×33 m、85 m×33 m,锚索选用长83、63 m,锚杆选用长24、17 m。模型弹性模量0.464 GPa、泊松比0.3,地应力-20 kN/m3,顶部施加10.3 MPa的竖向应力。掘进时采用短掘短支的支护方式,选择四节点平面应变单元作为单元类型,由于需要精确模拟支护单元的弯曲变形模式,需要重新定义相关支护单元的弹性模量和泊松比,采用CPE4单元。

2.2 数值模拟分析

切眼巷道在掘进煤柱压力区时,压力较明显,巷道顶板上部的应力场受到较大破坏,顶板岩层应力一部分向下运动。通过ABAQUS数值模拟切眼巷道在无支护条件下垂直围岩应力、应变云图[14-15],如图2所示。根据第1次掘进后切眼巷道围岩垂直应力模拟,切眼巷道在贯通之后进行二次扩帮(图3),受到二次扩帮采动影响,巷道顶部压力会增大,顶板有一定的位移量,模拟顶部施加地应力。

图2 垂直围岩应力、应变(一)Fig.2 Stress and strain diagram of vertical surrounding rock(Ⅰ)

图3 垂直围岩应力、应变(二)Fig.3 Stress and strain diagram of vertical surrounding rock (Ⅱ)

2.3 切眼巷道支护条件下数值模拟分析

开切眼支护条件下切眼巷道垂直围岩应力、应变如图4所示,全断面支护条件下切眼巷道垂直围岩应力、应变图如图5所示。通过数值模拟分析,切眼巷道在掘进时,破坏了顶板上部的应力场,应力得到释放,采用长锚索支护使得围岩应力趋于稳定。

图4 围岩应力、应变(三)Fig.4 Stress and strain diagram of vertical surrounding rock(Ⅲ)

3 优化开切眼支护设计方案

基于ABAQUS数值模拟对切眼巷道的分析,根据《燕子矿C3煤层302盘区8212工作面掘进地质说明书》煤层顶、底板情况分析,中部上覆煤柱、采空区,受到8214回采巷道的影响,保证顶板的破碎和围岩的稳定性。

图5 垂直围岩应力、应变(四)Fig.5 Stress and strain diagram of vertical surrounding rock(Ⅳ)

8212切眼工作面采用二次成巷的方法,从辅助运输5212巷开始掘进开切眼,首先选择离工作面的一侧(古塘侧)掘进宽4.8 m,高3.3 m进行贯通,采用短掘短支的支护方法,过煤柱压力区时钢带断裂应加强支护,及时调整支护方案。第2次刷开扩帮时,离工作面近的一侧(回采面)进行掘进宽3.7 m,高3.3 m,提前支木垛的方法保证顶板的安全,过煤柱压力区时,有冒顶的危险,采用0.8 m的间排距进行加强支护,过煤柱压力区后再采用1.0 m的间排距,保证顺利掘进、人员的安全及设备的平稳运行。

采用锚网索联合支护方案,在局部顶板破碎的情况下,顶板下沉的位移量、围岩的稳定性能够控制在设定的范围内,充分调动巷道围岩的自承载能力和增加被动的支护得以充分调动,有效保障了切眼巷道大跨度下的稳定[16-18]。

4 过压力区的支护方案

顶板采用φ20 mm×2 400 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距为1.0 m×1.0 m,在过压力加强区时间排距改为0.8 m×1.0 m,W钢带为BHW-220-3型号,规格为4 500 mm×230 mm×3 mm,采用1支MSCKa2360型树脂药卷锚固。锚索采用低松弛钢绞线φ17.8 mm×6 300 mm,间排距为2.0 m×1.5 m,在过压力区时,间排距改为1.6 m×1.5 m,钢板托盘规格为250 mm×250 mm×16 mm,锚索组采用低松弛钢绞线φ17.8 mm×8 300 mm,钢板托盘规格为600 mm×600 mm×16 mm,3花布置,间距为4 m,在过压力区时,锚索组布置4排,间距3.2 m,排距1.5 m,距两帮2.0 m采用1支MSCKa2360、1支MSZ2360型树脂药卷锚固。

护帮采用φ18 mm×1 700 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,采用0.45 m短钢带,托盘规格110 mm×110 mm×8 mm,在过压力区时,古塘侧护帮间距变为800 mm,工作面侧帮间距变为1.0 m,采用1支MSCKa2360型树脂药卷锚固。过压力区时8212切巷支护断面如图6所示,过压力区时8212切巷支护平面如图7所示。

图6 过压力区时8212切巷支护断面Fig.6 Cross section of 8212 cut roadway supporting when passing through pressure area

图7 过压力区时8212切巷支护平面Fig.7 8212 roadway cutting supporting plan when passing through pressure area

从5212巷沿古塘侧进行掘进贯通,刚掘进到压力区时,出现钢带断裂并伴有声响,及时调整了支护方案,对存在安全隐患的区域进行补强支护,在沿回采区进行扩帮掘进通过压力区时,同样调整了支护方案,有效保证了围岩的稳定性,控制了压力区的顶板下沉,达到了预期的效果。

5 切巷动态监测

正常掘进后根据现场地质条件实施优化后的支护方案,通过实时动态监测,运用监测数据分析切巷安全系数,提高支护质量,为8212工作面的顺利回采保驾护航。基于ABAQUS数值模拟分析,刷开切眼扩帮后顶板的变形量较大,因此要重点观测扩帮该位置的监测。采用矿用本安型锚杆应力数据采集器,6个锚杆轴力采集器均匀分布在煤柱压力区51号钢带和80号钢带之间,监测锚杆轴力,分析围岩应力场的变化。将专用锚杆采集器的应力数据上传到KJ947煤矿顶板与冲击地压动态监测系统1.0,分析锚杆受到围岩的变化情况,总结围岩在趋于稳定平衡状态规律,切巷顶板专用锚杆采集器如图8所示,切巷锚杆轴力变化时间曲线如图9所示。

图8 切巷顶板专用锚杆采集器Fig.8 Special bolt collector for cutting roadway roof

图9 切巷锚杆轴力变化Fig.9 Time chart of bolt axial force change in cut roadway

通过监测专用锚杆轴力,可以充分反映顶板围岩稳定性的变化,由最初的开切眼贯通到扩帮时,压力区的轴力图变化最为明显,最后的扩帮掘进完成后,锚杆轴力趋于稳定,说明切眼巷道支护有效遏制了顶板的下沉,过煤柱压力区时,8212切眼支护设计是最优的方案。

6 结论

针对燕子山矿C3煤层302盘区8212切眼工作面,通过使用锚杆、锚索、W钢带、JW钢带、金属网和锚索组联合支护,有效控制围岩应力,使得围岩变形得以控制,切巷围岩控制关键在于控制顶煤层弯曲下沉、裂隙扩展以及片帮,已达到保持顶煤自承能力,维护顶煤及两帮的稳定性。

(1)采用二次成巷法,分阶段的使围岩通过支护达到稳定,可以防止大断面切眼巷道在一次性开采掘进方法围岩迅速失稳的现象。

(2)现场监测表明,在过煤柱压力区时,采用锚索网联合支护优化方案控制的围岩变形与数值模拟的结果基本相似,证明了该支护方案在该地质情况下的可行性。

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