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沿空巷道煤柱留设和围岩控制技术

来源:华佗小知识
142019年第2期

沿空巷道煤柱留设和围岩控制技术

宋小科

(潞安环能股份公司常村煤矿,山西 长治 046102)

摘 要

为解决工作面留设18m宽煤柱造成资源浪费和接续面巷道变形量大的难题,通过传递岩梁理论分析,采用

FLAC3D数值模拟计算,最终确定采用沿空掘巷留设5m窄煤柱的最优方案。巷道支护参数中采用优化后的“锚网杆+索”方案,通过监测,巷道变形量较之前巷道有明显减小,为同类型沿空巷道煤柱留设提供了借鉴。关键词

沿空巷道 模拟 支护

中图分类号 TD822+.3;TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2019.02.006

Coal Pillar Setting and Surrounding Rock Control Technology along Roadway

Song Xiao-ke

(Lu 'an Huanneng Co., LTD. Changcun Coal Mine, Shanxi Changzhi 046102)

Abstract: In order to solve the problem of resource waste caused by the 18m wide coal pillar left in the working face and the large deformation of the roadway in the connecting face caused by the large coal pillar, through the theoretical analysis of the transfer rock beam and the FLAC3D numerical simulation calculation, the optimal plan of 5m wide coal pillar left by the roadway excavation technology along the gob was finally determined. The optimized scheme of \"anchor net rod + cable\" was adopted in the roadway support parameters, and the roadway deformation was significantly reduced before the comparison by monitoring the roadway deformation, which provided a reference for the coal pillar retention of the same type of roadway along the gob.Key words: gob side entry simulation support

煤矿开采时采煤工作面之间需留设一定的护巷煤柱,煤柱的尺寸直接关系到对上覆岩层的承载能力问题,若煤柱留设不合理,上覆岩层带来的较大的垂直应力会导致巷道变形严重,影响正常的生产。同时,当巷道开始掘进时,煤层的受力状态由三向转化成两向受力,围岩的应力重新分布。故及时增加支护有利于巷道保持稳定,合理化的支护方案可避免二次返修巷道,达到节约成本的要求。通过提高围岩强度、锚杆索预紧力从而达到承载上覆岩层结构,有效解决了巷道变形严重的问题。大多数煤矿在厚煤层中采用了沿空掘巷技术,巷道布置在应力减低区域。

4.31~7.01m,平均6m,属较稳定的煤层。8#煤的直接顶为泥岩、细砂岩,底板为泥岩、细砂岩,稳固性差。煤层顶底板抗压强度在20~30MPa左右。8221工作面两条巷道断面:4m ×3.5m,为矩形巷道。之前8219和8217回采工作面间留设18m的宽煤柱,但接续面巷道变形严重,且煤炭资源浪费较大。

2 窄煤柱尺寸计算

工作面基本顶断裂传递给侧向支承压力,按照传递岩梁理论可分为“内应力场”和“外应力场”。内应力场煤体承受基本顶的重量,处于低应力状态,利于巷道布置。随着工作面的不断推进,受采动影响和基本顶自重,巷道侧帮的直接顶和煤体压缩、变形,外应力场承受上覆岩层的总重量。其中内应力场的分布为:12γMLCL0β(1+µ) (1)S1=

Eh−Mz(Kc−1)h式中:

L-面长,151m;

1 概况

西山煤电官地矿矿井埋深平均为552m,为低灰、低硫、高热不粘煤。可采煤层为8#煤,煤厚

2018-06-20收稿日期

宋小科(1987),男,山西长治人,助理工程师,本科,作者简介

现从事煤矿生产管理工作。

2019年第2期

M-基本顶厚度,9.0m; Mz-直接顶厚度,7.5m;h-煤层厚度,8.0m;γ-岩层容重,25kN/m3;E-煤体弹性模量,2.41GPa;μ-泊松比,0.25;Kc-煤岩碎胀系数,1.2;C-初次来压步距,50.3m;L0-周期来压步距,8.2~15.6m;β-煤体发育影响系数,0.8。

将以上参数代入式(1),得到内应力场范围S1为3.28~4.52m,即基本顶断裂位置距煤壁3.28~4.52m。考虑锚杆的锚固作用,煤柱宽度至少留设5m。

3 数值模拟

图1 工作面回采FLAC3D模型

采用FLAC3D

数值模拟软件进行计算分析,模型采用Mohr-Coulomb本构模型,相关的岩石力学参数见表1。对常规综放开采和错层位外错式采煤方法进行模拟。采用模拟模型尺寸:长250m,宽300m,高68m,巷道断面4.5m×3m。煤层埋深552m,容重取25kN/m3。模型底面和前后、左右的位移,顶部为自由面,施加13.8MPa垂直应力(见图1)。分别比较3m、4m、5m、6m、7m的煤柱留设方案。本文仅列出最优方案:5m煤柱沿空巷道垂直应力等值线图(见图2)。

图2 5m煤柱沿空巷道垂直应力等值线图

由五种煤柱留设方案数值模拟计算结果可

15

知:5m煤柱时,沿空巷道窄煤柱一侧应力峰值12MPa,应力集中系数为2,但巷道实体煤侧应力峰值为10MPa,煤柱周围围岩压力较大,类似于“驼峰”侵入煤柱,会对煤柱造成较小破坏,和其他方案相比,煤柱所受的力小于原岩应力。

表1 岩石力学参数

岩层容重

体积剪切内摩抗拉抗压

(kg.m-3)模量模量擦角强度强度

(GPa)(GPa)(°)(MPa)(MPa)炭质泥岩25008.6.75230.458.26煤130010.424.81190.666.3泥岩25009.778.14260.58.3石灰岩265015.7714.02270.7510.37煤130010.424.81190.666.3中粒砂岩270022.0215.81460.8814.5砂质泥岩255012.229.17320.558.6细砂岩260013.3310410.731泥岩25009.777.02270.578#煤

130010.424.81190.666.3泥岩25009.777.02260.56.3细砂岩260013.3310410.731砂质泥岩255012.229.17320.558.6中粒砂岩

2700

22.02

15.81

46

0.88

14.5

4 联合支护技术

厚煤层巷道采用“锚喷网+锚索”的联合支护,真正的意义是巷道顶板锚杆拱在锚索的锚固力作用下悬吊在上覆岩层。

4.1 优化巷道支护方案

运输巷和回风断面为矩形,规格为:宽×高=4500×3000mm。支护采用“锚、网、索、钢带”支护,顶锚杆采用Φ22×2400mm的左旋无纵筋螺纹钢高强度锚杆,间排距为700×900mm,每排7根顶锚杆;锚索采用Φ17.8×8000mm的七芯钢绞线,间排距为1500×2000mm,每排2根锚索。帮锚杆采用Φ20×2400mm的右旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距为800×900mm,每排4根帮锚杆;锚索采用Φ17.8×3000mm的七芯钢绞线,间排距

为1500×2000mm,左右巷道帮每排1根锚索。巷道顶部安设钢带,规格为Φ12×4600mm,排距为

16900mm(见图3)。

2019年第2期

图4 优化后巷道围岩变形量

【参考书目】

图3 巷道支护方案

[1] 王志强,王昊昊,石磊,等.高强度超长推进距

离工作面双巷布置沿空掘巷机理[J].煤炭学报,2017,42(S2):302-310.

[2] 宋朝阳,纪洪广,刘阳军,等.弱胶结围岩条件

下邻近巷道掘进扰动影响因素[J].采矿与安全工程学报,2016,33(05):806-812.

[3] 刘洪林,孙郡庆.厚煤层孤岛煤柱内合理掘巷位

置及支护技术研究[J].中国矿业,2017,26(04):105-109+130.

[4] 宋振骐,陈立良,王春秋,等.综采放顶煤安全

开采条件的认识[J].煤炭学报,1995(04):356-360.

[5] 于凤海,赵同彬,胡善超,等.大松动圈围岩锚

网索联合支护参数确定方法探讨[J].岩土力学,2016,37(07):2021-2027.

4.2 现场应用效果

对回采巷道进行巷道顶底板、两帮变形量监测后可知,顶底板最大移近量为120mm,两帮最大移近量为155mm,直至距工作面70m变形量才逐步减少。整体巷道变化幅度不大,利于巷道维护。较原支护方案顶底板位移量减少55mm,两帮移近量减少63mm(见图4)。

5 结论

通过理论分析计算和FLAC3D模拟得出留设5m煤柱最为合理,优化巷道支护参数后监测巷道的变形量,较之前的支护方案有明显提升。对矿井生产、煤炭回收率及采掘接续都有较好的效益。

(上接第13页)

用T140型钢带,梁长4200mm,排距800mm,一梁四索,采用Ф17.8×10300mm防腐锚索,锚深10000mm,每孔700mm树脂3节;顶、帮部挂塑钢网,网孔50×55mm。如图4所示。

5 效果分析

支护方案调整后,在受到综采工作面回采应力影响、施工高位抽放孔影响下,该巷道围岩破坏变形明显减少,除了因煤体风化产生的帮部少量变形和巷道底板因水浸泡产生的少量底鼓外,锚杆的螺母、托盘保持原支护状态无破坏、锚索梁平直,维护工程量为支护方案调整前的1/10。

【参考书目】

[1] 黄庆享,冉隆明,李培树.构造破碎带大巷复修

的支护理论与实践[J].煤炭科学技术,2008,36(06):15-18.

[2] 惠兴田,韦正范,苏培莉.自稳拱的研究与应

用[J].矿业安全与环保,2006,33(06):38-40.

[3] 柏建彪,李文峰,王襄禹,等.采动巷道底鼓机

图4 308工作面辅运巷改进后的支护示意图

理与控制技术[J].采矿与安全工程学报,2011,28(01):1-5.

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