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特厚煤层工作面沿空掘巷锚索网支护参数设计

时间:2020-11-23分类:矿业工程

  摘要:为确保内蒙古唐家会矿特厚煤层工作面沿空掘巷支护安全,采用UDEC4.0软件对该矿102运输巷沿空掘巷所选择的锚索网支护参数进行数值模拟分析,分别对3种支护方案、6种工况下的垂直应力、垂直变形、水平变形及塑性区等进行了模拟分析,得出唐家会矿特厚煤层沿空掘巷锚索网支护参数为:顶板锚索按“4-3”布置在顶板W5钢带上相应锚杆孔内,对应顶板锚杆按“3-4”布置,顶板锚索为Ø21.6mm×8300mm,顶板锚杆为Ø22mm×2500mm;两帮各布置5根锚杆,帮部锚杆为Ø22mm×2500mm;顶板锚杆间排距为850mm×900mm,巷帮锚杆间排距为750mm×900mm;煤柱帮布置2排水平槽钢组合锚索,实体帮布置1排水平槽钢组合锚索,帮部锚索为Ø21.6mm×4800mm,帮部水平槽钢组合锚索间距1300mm。现场应用结果表明巷道支护效果良好。

煤炭工程

  本文源自煤炭工程,2020,52(S1):43-47.《煤炭工程》杂志,月刊,于1954年经国家新闻出版总署批准正式创刊,由中国煤炭科工集团有限公司主管,煤炭工业规划设计研究院有限公司主办的学术性刊物,本刊在国内外有广泛的覆盖面,题材新颖,信息量大、时效性强的特点,其中主要栏目有:设计技术、施工技术、生产技术、研究探讨、装备技术、工程管理。

  随着现阶段矿井开采技术的不断进步,在井下开采过程中,为了提高工作面煤炭资源回收率,同时降低巷道掘进率,沿空掘巷技术被广泛应用于煤矿开采过程中。所谓沿空掘巷是指在上区段工作面回采结束后,采空区岩层活动基本终止稳定,在回采引起的应力重新分布趋于稳定后掘进,此时巷道位于上区段采空区侧向支承压力的应力降低区,采用沿空掘巷和合理的支护技术可以使巷道在掘进和掘后围岩变形量较小。沿空掘进巷道支护方式及参数将对矿井正常生产接续影响越来越重要。加之,煤矿巷道支护经过长期发展,锚索网支护施工简单、成本较低、将被动支护变为主动支护,优势越来越明显,应用越来越广泛,将锚索网支护技术应用于沿空掘进巷道,对煤矿安全生产及经济效益将有显著提升。鉴于此,根据唐家会矿实际,借助科研院校相关模拟试验技术,结合矿井地质条件、前期工程施工情况等资料,以唐家会矿102沿空工作面为研究对象,采用UDEC4.0软件对3种支护方案、6种工况下的垂直应力、垂直变形、水平变形及塑性区等进行了模拟分析,提出合理的支护方案。

  1、矿井概况

  1.1 工作面两巷地质概况

  唐家会矿102工作面位于+771m水平首采区,为该矿第一个孤岛工作面,该面东部为DF11断层组,西至辅运大巷,北为101工作面采空区,南为正在回采的103工作面,102孤岛工作面回风巷设计长度1167m,运输巷设计长度1238m,切眼设计长度240m,工作面标高为+1268~+1343m,地面标高+768~+795m,回风巷与采空区煤柱20m,运输巷与采空区煤柱25m。102孤岛工作面布置如图1所示。

  图1102孤岛工作面布置

  6煤:黑色、暗淡光泽,块状~粉末状为主,半亮煤为主,含暗煤和镜煤条带,属半暗型~半亮型。煤层厚度稳定,全区可采厚18.7m,大部含有3~7层夹矸,夹矸为泥岩、砂泥岩,夹矸厚度不稳定,局部呈透镜状,6煤近水平,倾角0°~6°,平均2°,整体表现为南高北低、东高西低的单斜构造,但局部有宽缓小褶曲。

  6煤直接顶为细砂岩,厚7.2~19.1m,其抗压强度为24.70MPa,普氏硬度系数2.52;老顶为中细砂岩,厚7.8~12.7m,其抗压强度为28.04MPa,普氏硬度系数2.86;6煤层直接底为泥岩及砂质泥岩,厚4~7.3m,其中砂质泥岩抗压强度为14.50~22.93MPa,平均17.52MPa,普氏硬度系数为1.48~2.34,软化系数为0.20~0.83;泥岩抗压强度为10.44~51.88MPa,平均为28.32MPa,普氏硬度系数1.06~5.29,软化系数为0.69。具体顶底板岩层物理力学特性参数见表1。

  表1顶底板岩层物理力学特性参数

  1.2 工作面两巷支护设计要求

  102工作面巷道采用留煤柱沿空掘巷,巷道施工沿煤层底板掘进,巷道断面为平顶微拱形,支护采用锚索网支护。其中回风巷断面规格为宽×高=5.4m×3.8m;运输巷断面规格为宽×高=5.7m×3.8m。

  2、孤岛工作面沿空掘巷数值模拟分析

  为了选择沿空掘巷合理的锚索网支护参数,以102孤岛工作面运输巷为例,采用UDEC4.0软件对102运输巷沿空掘巷所选择的锚索网支护参数进行数值模拟分析。UDEC(UniversalDistinctElementCode)是一款利用显式解题方案为岩土工程提供精确有效分析的工具,显式解题方案为不稳定物理过程提供稳定解,并可以模拟对象的破坏过程,该软件特别适合于模拟节理岩石系统或者不连续块体集合体系在静力或动力荷载条件下的响应。UDEC软件的设计思想是解决一系列的工程问题。

  2.1 数值模型的建立

  根据102孤岛工作面地质资料,按相邻101工作面及103工作面均已回采完毕考虑。工作面平均煤厚按18.7m计算,根据T12钻孔资料,煤层上覆直接顶为细砂岩,老顶为中细砂岩,结合数值模拟情况进行简化模型,只模拟102运输巷沿空掘巷,采用长350m、高100m矩形计算模型,模型两侧限制水平方向移动,模型底边限制水平方向和垂直方向移动,模型上表面为应力边界,根据埋深施加载荷用来模拟上覆岩体的自重边界。材料破坏遵循Mohr-Coulomb强度准则。

  2.2 模拟方案

  模拟巷道为102孤岛工作面运输巷,巷道断面为5.7m×3.8m,煤柱宽度25m,模拟方案如下。

  2.2.1 方案一

  1)工况一:顶板锚索不采用槽钢连接,而是按“4-3”布置在顶板W5钢带上相应锚杆孔内,对应顶板锚杆按“3-4”布置,顶板锚索规格为,顶板锚杆规格为;两帮各布置5根锚杆,帮部锚杆规格为;顶板锚杆间排距为850mm×800mm,巷帮锚杆间排距为750mm×800mm,如图2所示。

  图2方案一工况一下61102运输巷支护方式(mm)

  2)工况二:顶帮锚杆排距为900mm,其余参数同工况一。

  2.2.2 方案二

  工况一:顶板锚索按“3-1”+两侧走向槽钢组合锚索布置,相应顶板锚杆按“4-6”布置,“3-1”布置锚索规格为,走向布置锚索规格为;顶板锚杆规格为;两帮各布置5根锚杆,巷帮锚杆规格为;顶板锚杆间排距为850mm×800mm,巷帮锚杆间排距为750mm×800mm。

  工况二:顶帮锚杆排距为900mm,其余参数同工况一。

  2.2.3 方案三

  工况一:顶板锚索不采用槽钢连接,而是按“4-3”布置在顶板W5钢带上相应锚杆孔内,对应顶板锚杆按“3-4”布置,顶板锚索规格为,顶板锚杆规格为;两帮各布置5根锚杆,帮部锚杆规格为;顶板锚杆间排距为850mm×900mm,巷帮锚杆间排距为750mm×900mm;煤柱帮布置1排水平槽钢组合锚索,锚索规格为,帮部水平槽钢组合锚索间距1300mm。

  工况二:煤柱帮布置2排水平槽钢组合锚索,实体帮布置1排水平槽钢组合锚索,其余参数同工况一。

  2.3 数值分析

  2.3.1 垂直应力分析

  三种方案各工况支护参数下巷道围岩垂直应力云图分别如图3—图5所示,由图可以较直观地看出巷道、煤柱与顶底板围岩垂直应力分布情况,煤层的回采与巷道的开挖对围岩有较大影响,相邻工作面回采待采空区压实后,再进行沿空掘巷,在巷道周边围岩中形成卸压范围,在煤柱两侧沿空巷道与采空区周边有一个竖直的垂直应力降低区,煤柱中形成应力集中现象,在围岩大结构及巷道开挖断面相同情况下,各工况下围岩垂直应力分布情况基本相似。

  图3方案一各工况下围岩垂直应力云图

  图4方案二各工况下围岩垂直应力云图

  图5方案三各工况下围岩垂直应力云图

  2.3.2 巷道表面位移分析

  三种方案各工况下102运输巷沿空巷道垂直位移云图与水平位移云图分别如图6—图11所示,各工况下巷道围岩表面最大位移量见表2。

  图6方案一工况一下围岩垂直位移云和水平位移云图

  图7方案一工况二下围岩垂直位移和水平位移云图

  图8方案二工况一下围岩垂直位移和水平位移云图

  图9方案二工况二下围岩垂直位移和水平位移云图

  由表2可以看出,方案一、方案二锚杆排距分别为800mm、900mm情况下,工况一、二巷道围岩变形依次增大;方案一对比方案二,相同排距下,方案一支护效果稍好,综合支护效果与经济效益,方案一工况二较为合理;方案三在方案一工况二基础上对巷帮采用锚索加强支护,由方案三工况一、工况二对比,沿空巷道帮部采用锚索加强支护能较好地控制巷道围岩变形;方案三工况二对煤柱帮及实体帮都采用锚索加强支护,巷道支护效果最好。

  图10方案三工况一下围岩垂直位移和水平位移云图

  图11方案三工况二下围岩垂直位移和水平位移云图

  表2102运输巷沿空掘巷三种方案各工况下围岩表面最大位移量

  2.3.3 塑性区分析

  工作面回采与巷道开挖都会对周边围岩产生扰动,导致围岩变形破坏等,在围岩中会形成一定范围的塑性区分布。通过塑性区分布可以直观地了解巷道围岩的塑性区分布情况与围岩破坏情况。三种方案各工况下巷道塑性区分布分别如图12—图14所示,由图可以看出,三种方案下各工况煤柱均未出现失稳破坏现象。

  图12方案一各工况下巷道塑性区分布图

  图13方案二各工况下巷道塑性区分布图

  图14方案三各工况下巷道塑性区分布图

  综上分析,通过围岩应力、巷道表面位移及塑性区分析,结合巷道控制安全性及煤炭开采经济性分析,102工作面在平均18.7m特厚煤层条件下沿空掘巷采用方案三工况二能更好地控制巷道围岩变形。

  3、结语

  经过数值模拟结论,提出临双采空区工作面巷道掘进期间合理的锚索网支护参数,并提出肩窝处锚索外扎15°斜拉锚索结构,锚固在巷道煤柱上方,防止出现顶板沿煤帮整体冒落的危险。后期102工作面顺利安全回采,回收煤炭资源约400万t,实践表明该支护方式及参数满足类似条件下临双采空区工作面巷道的支护要求,为类似条件煤矿临双采空区工作面安全回采提供一定借鉴。

  参考文献:

  [1]郑西贵,姚志刚,张农.掘采全过程沿空掘巷小煤柱应力分布研究[J].采矿与安全工程学报,2012,7(4):460-465.

  [2]梁兴旺,王连国,何兴华,等.沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定[J].矿业研究与开发,2007,27(2):29-31.

  [3]王卫军,冯涛,侯朝炯,等.沿空掘巷实体煤帮应力分布与围岩损伤关系分析[J].岩石力学与工程学报,2002,21(11):1590-1593.

  [4]常聚才,谢广祥,杨科.综放沿空巷道小煤柱合理宽度确定[J].西安科技大学学报,2006,28(2):226-230.

  [5]高明仕,张农,成隆.综放沿空掘巷窄煤柱合理宽度的确定[J].矿山压力与顶板管理,2004,21(3):4-7.

  [6]华心祝,刘淑,刘增辉.孤岛工作面沿空掘巷矿压特征研究及工程应用[J].岩石力学与工程学报,2011,30(8):1646-1651.

  [7]柏建彪,侯朝炯,黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2004,23(20):3475-3479.

  [8]刘长友,刘奎,郭永峰,等.超长“孤岛”综放面大煤柱护巷的数值模拟[J].中国矿业大学学报,2006,35(4):473-477.

  [9]黄炳香,刘长友,郑百生,等.超长孤岛综放工作面煤柱支承压力分布特征研究[J].岩土工程学报,2007,29(6):932-937.

  [10]谢广祥,杨科,刘全明.综放面倾向煤柱支承压力分布规律研究[J].岩石力学与工程学报,2006,25(3):545-549.

  [11]谢文兵,陈晓祥,郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005.

  [12]钱鸣高,缪协兴,许家林.岩层控制中的关键层理论研究[J].煤炭学报,1996(3):2-7.

  [13]张耀荣,高慧,高进,等.影响护巷煤柱宽度的因素分析[J].煤,2001(1):11-13.

  [14]谢福星,张召千,崔凯.大采高采场超前支承压力分布规律及应力峰值位置研究[J].煤矿开采,2013(1):80-83.

  [15]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

  [16]侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001(1):1-7.

  [17]柏建彪,侯朝炯.空巷顶板稳定性原理及支护技术研究[J].煤炭学报,2005(1):8-11.

  [18]贾光胜,康立军.综放开采采准巷道护巷煤柱稳定性研究[J].煤炭学报,2002(1):6-10.

  [19]李学华.综放沿空掘巷围岩稳定控制原理与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008.

  [20]杨双锁.回采巷道围岩控制理论及锚固结构支护原理[M].北京:煤炭工业出版社,2004.

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