西曲礦2#煤復合頂板動壓影響下支護技術研究

聶茂根

(山西西山煤電股份有限公司西曲礦,山西 古交 030200)

西曲礦2#煤復合頂板動壓影響下支護技術研究

聶茂根

(山西西山煤電股份有限公司西曲礦,山西 古交 030200)

以西曲礦南三盤區2#煤復合頂板動壓影響下12313工作面回采巷道支護為實際工程背景,綜合采用理論分析、數值模擬和礦壓監測的研究方法,對12313工作面回采巷道的合理支護參數進行研究,取得了良好的經濟技術效果,保證了復合頂板動壓影響下2#煤工作面安全高效生產。

復合頂板;回采巷道;支護設計;數值模擬

西曲礦南三盤區2#煤直接頂是厚度為1.23 m的深灰色泥巖,薄層狀,含植物化石,往上是平均厚度為0.6 m的03#煤,再往上是1.42 m的深灰色的粉砂巖,再往上是平均厚度約為3.27 m的泥巖,再往上是1.37 m的粉砂巖和3.27 m的中砂巖,屬于典型的復合頂板結構。

由于頂板中賦存巖性比較軟的夾層,因此上下巖層之間的粘結力相應比較低,并且在巷道開掘的過程中,巖性比較軟的夾層發生膨脹之后還會對位于其下方的巖層產生比較大的膨脹作用力,在上述因素的綜合作用下,2#煤巷道頂板巖層極易發生垮落[1-2]。

1 試驗工作面概況

試驗工作面12313位于西曲煤礦井下南三采區,工作面地面位于原港立村,南坪村北部。井下位于南三盤區東北部,西南部為已回采的12309工作面,東北部為采區運輸大巷,工作面上部是未回采的12314工作面,與12313工作面之間保護煤柱尺寸設計為16 m,12313工作面下部是為未開采的實體煤。12313工作面四鄰關系示意圖,見圖1。

圖1 12313工作面四鄰關系示意圖Fig. 1 Surrounding illustration of No.12313 working face

12313正巷沿著2#煤層的頂板掘進,全長570 m,巷道斷面成矩形,寬度4.5 m,高度3.5 m,地面標高在1 286 m～1 315 m,工作面標高在1 089 m～1 109 m,工作面平均埋深在179 m～223 m之間。根據礦方采掘計劃,12314面開采之前,需掘進12313工作面正副巷。12313工作面煤層柱狀圖見圖2。

圖2 12313綜采工作面柱狀圖Fig.2 Column of No.12313 fully-mechanized working face

2 數值模擬分析

2.1數值模擬模型建立

南三采區12313試驗工作面正巷與相鄰12314工作面正巷間隔16 m寬度煤柱。12313工作面正巷掘進、相鄰12314工作面回采和12313工作面回采,導致煤柱賦存著較大的動態支承壓力,是12313正巷產生動壓的根本力源。采用FLAC3D數值軟件,分析12313正巷整個使用期間,巷道圍巖的受力特征,為選擇合理的支護形式與參數提供依據。

本次建模以西曲礦實際工程地質條件為基礎,采用直角坐標系建立坐標,將水平面作為XOY面,垂直于水平面方向取為Z軸。坐標原點取為12313正巷左下角點,X軸取水平向右為正方向,Y軸取垂直于巷道向上的方向為正方向,Z軸取垂直于XOY平面向上的方向為正方向,沿著重力作用的方向為負方向。數值模擬模型劃分單元173 850個,節點184 512個。數值模擬模型邊界條:前后左右為鉸支,底部為固支,頂部為自由邊界。初始應力按照地質力學測試實測數據進行施加。在計算中,模擬了12314正巷、12313正巷掘進及12313工作面回采對各條巷道圍巖應力和變形的影響情況。數值模擬模型見圖3。

圖3 數值模型整體效果圖Fig.3 Model rendering of numerical simulation

2.2數值模擬結果分析

圖4—圖7為在12313正巷和12314正巷在掘進階段,巷道圍巖及煤柱內部應力、位移和塑性破壞區分布情況。

圖4 12313正巷和12314正巷掘進后圍巖垂直應力分布Fig.4 Vertical stress distribution of surrounding rock after No.12313 and 12314 roadway driving

圖5 12313正巷和12314正巷掘進后圍巖最大主應力Fig. 5 Maximum stress of surrounding rock after No.12313 and No. 12314 roadway driving

圖6 12313正巷和12314正巷掘進后圍巖垂直位移場Fig. 6 Vertical displacement field of surrounding rock after No.12313 and No.12314 roadway driving

圖7 12313正巷和12314正巷掘進后塑性破壞區分布Fig. 7 Plastic failure zone distribution after No.12313 and No.12314 roadway driving

從圖4—圖7可知,兩條巷道掘進后,兩條巷道垂直應力存在一定的疊加效應,水平應力和位移場疊加效應不明顯。巷道掘進后,巷道間煤柱最大垂直應力為13.05 MPa。巷道掘進后,水平應力集中區域分布于巷道的頂板和底板,最大水平應力值為27.43 MPa。從兩條巷道掘進后圍巖位移場分布來看,巷道頂板最大下沉量為11.1 mm,最大底鼓量為25.3 mm,兩幫最大變形量為35.5 mm。巷道圍巖的破壞區域主要分布于巷道的四周,巷道圍巖塑性破壞區域不大,破壞區范圍基本在2.2 m以內。

3 支護設計

3.1支護設計原則

針對西曲礦南三采區地質生產條件,為使得錨桿的支護作用得到充分發揮,提出以下設計原則: 1)一次支護原則。盡可能一次錨桿支護就達到有效控制圍巖變形的目的,盡量避免對巷道進行二次支護或者多次支護。2)高預應力與預應力擴散原則。在錨桿支護中,預應力是十分關鍵的一項因素,能夠區分錨桿支護是被動支護還是主動支護,并且高預應力的錨桿支護才可以真正發揮錨桿的主動支護作用。3)高強度、高剛度、高可靠性與低支護密度的“三高一低”原則。4)臨界支護強度與臨界支護剛度原則。臨界支護強度與臨界支護剛度存在于錨桿支護系統之中,巷道圍巖在錨桿支護強度與剛度小于其臨界值時將處于不穩定狀態。5)錨桿支護相關構件相匹配原則。錨桿托板、螺母、鋼帶等相關構件的參數及其力學性能必須與選擇的錨相匹配,錨索與錨桿的相關參數與力學性也應當相匹配,這樣才能有效發揮錨桿支護系統的整體支護作用。6)錨桿支護設計可操作性原則。7)經濟技術合理性原則。

3.2支護設計參數

考慮到掘進過程中設備尺寸,通風要求和巷道圍巖變形預留量,設計南三采區12313工作面正巷掘進斷面尺寸:巷道斷面呈矩形,寬4.5m,高3.5m,掘進斷面積15.75 m2。

3.2.1頂板支護

錨桿:桿體為20#左旋無縱筋螺紋鋼筋,牌號400,長度2.4 m,桿尾螺紋為M22,錨桿尾部螺紋段長度不小于100 mm。樹脂全長錨固,采用兩支低粘度錨固劑,一支規格為CK2380,另一支規格為K2360。鉆孔直徑為28 mm,錨固長度1 900 mm。錨桿排距1 000 mm,每排5根錨桿,間距950 mm。錨桿預緊力矩:≥300 N·m。

鋼帶規格:采用W鋼帶,采用寬度為210 mm,厚度為3 mm,長度為4 000 mm的W鋼帶護頂。

錨桿配件:采用高強錨桿螺母M22×2.5 mm,配合高強托板調心球墊和尼龍墊圈,托盤采用拱型高強度托盤,規格為120 mm×120 mm×10 mm,承載能力不低于186 kN。

錨索:錨索材料為Φ17.8 mm,1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線,長度5 300 mm,鉆孔直徑30 mm,采用一支CK2380和兩支K2360低粘度樹脂藥卷錨固,錨固長度2 700 mm;錨索預緊力:250 kN。

錨索托盤:采用300 mm×300 mm×16 mm高強度可調心托板及配套鎖具。

錨索布置:錨索采用“二二”間隔布置,每排打2根錨索,錨索間距1 900 mm,錨索排距為2 000 mm,垂直頂板巖層。

3.2.2兩幫支護

錨桿:桿體為20#左旋無縱筋螺紋鋼筋,長度2.0 m,桿尾螺紋為M22,錨桿尾部螺紋段長度不小于100 mm。樹脂加長錨固,采用一支低粘度錨固劑,規格為K2360,鉆孔直徑為28 mm,錨固長度800 mm。錨桿預緊力矩:≥300 N·m。

鋼護板規格:采用W鋼護板護幫,寬度為280 mm,厚度為3 mm,長度為300 mm。

錨桿配件:采用高強錨桿螺母M22×2.5 mm,配合高強托板調心球墊和尼龍墊圈,托盤采用拱型高強度托盤,規格為120 mm×120 mm×10 mm,承載能力不低于186 kN。

錨桿布置:錨桿排距1 000 mm,每排每幫3根錨桿,間距1 200 mm。

錨桿角度: 垂直巷幫打設。

12313工作面正巷支護設計見圖8。

圖8 12313正巷支護設計方案Fig. 8 Supporting design for No. 12313 roadway

4 結束語

在該設計方案實施之后,通過礦壓監測的手段對12313正巷圍巖變化情況進行了監測,在12313正巷每隔50 m布置礦壓觀測點。在12313工作面回采期間,正巷圍巖變形量、錨桿錨索受力都因動壓影響而開始增加,并且在與工作面距離小于7 m時出現了最大值,頂錨桿和幫錨桿拉應力分別為55.7 kN和56.3 kN,錨索拉應力為149.7 kN;頂板和兩幫變形量分別為75.6 mm和49.2 mm。由此可見,該支護方案能夠較好的控制復合頂板動壓影響下巷道的圍巖變形,在全礦范圍內推廣具有實用價值。

[1] 郭相平, 張占濤. 復合頂板動壓巷道錨索失效機理及合理預應力研究[J].煤炭工程,2015,47(11):48-51.

GUO Xiangping,ZHANG Zhantao.Study on Rock Cable Failure Mechanism and Reasonable Reload in Dynamic Pressure Roadway with Compound Roof [J].Coal Engineering,2015,47(11):48-51.

[2] 李明國,劉端舉,龐繼祿,等.動壓影響下復合頂板支護技術 [J].煤礦開采,2008,13(2):61-62.

LI Mingguo,LIU Duanju,PANG Jilu,etal.Supporting Technology of Combined Roof Fluenced by Dynamic Pressure [J].Coal Mining Technology,2015,47(11):48-51.

SupportingTechnologyUnderDynamicPressureinRoadwaywithCompoundRoofinNo. 2CoalSeaminXiquMine

NIE Maogen

(XiquMine,ShanxiXishanCoal&ElectricityCo.,Ltd.,Gujiao030200,China)

The roadway support of No.12313 working face is influenced by dynamic pressure from compound roof on No. 2 coal seam in South Panel 3 of Xiqu Mine. Taking the support as engineering background, theoretical analysis, numerical simulation and mine pressure monitoring were integrated to study the reasonable supporting parameters, which has achieved ideal economic and technical effects and could guarantee safe and efficient production of No.2 coal working face under the dynamic pressure from the compound roof.

compound roof;gateway;supporting design;numerical simulation

1672-5050(2017)02-0050-04

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.04.014

2017-03-02

聶茂根(1972-),男,山西忻州人,大學本科,工程師,從事煤礦開采技術管理工作。

TD353

A

(編輯:武曉平)