鄭金平

(長治三元中能煤業(yè)有限公司,山西 長治 046600)

厚煤層一次采全高回采巷道支護(hù)設(shè)計優(yōu)化

鄭金平

(長治三元中能煤業(yè)有限公司,山西 長治 046600)

通過采用地應(yīng)力測試、鉆孔窺視等手段,基于支護(hù)-圍巖相互作用關(guān)系理論分析,對三元中能煤業(yè)回采巷道支護(hù)方式提出優(yōu)化方案。實(shí)踐證明優(yōu)化后的支護(hù)設(shè)計參數(shù)能有效的控制巷道圍巖移動,減小巷道變形量,具有明顯的支護(hù)效果和經(jīng)濟(jì)效益。

回采巷道;設(shè)計優(yōu)化;地應(yīng)力測試;圍巖控制

厚煤層回采巷道大部分布置于煤層底板,由于煤層的力學(xué)參數(shù)和巖石的力學(xué)參數(shù)有較大差別,以及煤巖層之間的層間力的影響,煤層沿頂板掘進(jìn)和沿底板掘進(jìn)有較大的差別。選擇回采巷道掘進(jìn)布置方式,不僅要考慮巷道圍巖的自身穩(wěn)定性,還要考慮整個采場礦山壓力對巷道底板或頂板的影響,所以需綜合考慮各方面的因素[1-2]。

根據(jù)三元中能煤業(yè)的工程地質(zhì)情況及礦壓資料分析,運(yùn)用支護(hù)-圍巖的相互作用原理,對其支護(hù)設(shè)計進(jìn)行優(yōu)化分析。工作面開采煤層為下二迭統(tǒng)山西組下部的3#煤層,煤層賦存穩(wěn)定,煤層傾角-8°～10°,煤層平均厚度5.08 m。距煤層底板約0.6 m夾一層平均0.28 m泥巖或炭質(zhì)泥巖,煤層直接頂為砂質(zhì)泥巖、泥巖、局部為粉砂巖,平均厚度2.97 m;基本頂為中-細(xì)粒砂巖,平均厚度5.86 m;直接底為泥巖、砂質(zhì)泥巖,平均厚度0.7 m;基本底為細(xì)粒砂巖,平均厚度3.36 m。礦井二采區(qū)全部為一次性采全高大采高工作面,原有回采巷道均沿底板布置,支護(hù)方式為錨網(wǎng)索支護(hù)。

1 地質(zhì)力學(xué)評價測試

1.1測試方法

小孔徑、單孔、多參數(shù)耦合地質(zhì)力學(xué)原位快速測試方法,針對煤礦沉積巖強(qiáng)度低、破碎、應(yīng)力高等特點(diǎn)及井下特殊環(huán)境,研發(fā)原位測試方法與儀器,實(shí)現(xiàn)準(zhǔn)確、快速測量。地應(yīng)力——小孔徑水壓致裂法,煤巖體強(qiáng)度——鉆孔觸探法,圍巖結(jié)構(gòu)——鉆孔觀測法。

1.2配套測試儀器

1)SYY-56型小孔徑水壓致裂地應(yīng)力測量裝置。該裝置鉆孔直徑56 mm,測量深度30 m,水壓40 MPa。地應(yīng)力測量裝置由封隔器、印模器、定向儀、儲能器、高壓泵、數(shù)據(jù)采集儀等組成。

2)WQCZ-56型小孔徑煤巖體強(qiáng)度測定裝置。煤巖體強(qiáng)度測定裝置采用鉆孔直徑56 mm,測量深度可達(dá)30 m。裝置主要由探頭、探針位移指示儀、安裝桿、高壓手動泵組成。

3)KDBC-56型數(shù)字全景鉆孔窺視儀。采用數(shù)字全景技術(shù),解決了鉆孔結(jié)構(gòu)參數(shù)定量測量的難題。裂縫分辨率0.1 mm,可提供平面展開圖及虛擬鉆孔巖芯柱面圖。

1.3測量結(jié)果分析

布置3個測點(diǎn)對地應(yīng)力及煤巖體強(qiáng)度進(jìn)行測量,測量結(jié)果顯示:最大水平主應(yīng)力值為10.63 MPa,方向北偏東41.8°;最小水平主應(yīng)力值為5.78 MPa,垂直應(yīng)力為8.81 MPa。區(qū)域應(yīng)力場以構(gòu)造應(yīng)力場為主,測試段埋深約為352.4 m。地應(yīng)力屬于中等偏低應(yīng)力值區(qū)域,水平主應(yīng)力有隨埋深增加而增大的趨勢,井下地應(yīng)力場類型σH>σv>σh型應(yīng)力場,最大水平主應(yīng)力NNE方向,具有一致性。

地應(yīng)力測試結(jié)束后,在地應(yīng)力測孔中利用WQCZ-56型圍巖強(qiáng)度測試裝置對巷道頂板以上及煤幫10 m范圍內(nèi)的巖體進(jìn)行了原位強(qiáng)度測試,測試數(shù)據(jù)經(jīng)過統(tǒng)計、分析和換算后,得到中能煤礦頂板和巷幫圍巖強(qiáng)度分布情況,巷道煤幫強(qiáng)度測試結(jié)果,見圖1,頂板巖層強(qiáng)度測試結(jié)果,見圖2。

圖1 巷道煤幫強(qiáng)度測試結(jié)果Fig.1 Strength test of coal wall in roadway

圖2 頂板巖層強(qiáng)度測試結(jié)果Fig.2 Strength test of coal roof in roadway

總結(jié)得出:煤層頂板10 m范圍內(nèi)與支護(hù)直接相關(guān)的主要為泥質(zhì)砂巖、砂巖和泥巖。3#煤強(qiáng)度主要集中在10 MPa～15 MPa,泥質(zhì)砂巖強(qiáng)度主要集中45 MPa～55 MPa左右,砂巖強(qiáng)度主要集中在50 MPa～60 MPa左右。

2 支護(hù)-圍巖相互作用關(guān)系理論分析

回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制需要考慮圍巖力學(xué)性質(zhì),掘進(jìn)方式以及回采工藝和支護(hù)方式等。對于回采巷道,由于受采動影響較大,穩(wěn)定性控制顯得尤為重要[3-4]。工程實(shí)踐表明,巷道圍巖支護(hù)過程中,必須要考慮支護(hù)-圍巖的相互作用,這是由于巷道圍巖在不同的變形和應(yīng)力情況下,其圍巖的承載能力是變化較大的[5]。

對于采場對回采巷道頂板和底板影響沒有較大差異特征的情況下,回采巷道的掘進(jìn)布置方式,即沿著頂板掘進(jìn)或者沿著底板掘進(jìn)的選擇,主要要考慮巷道圍巖支護(hù)和圍巖相互作用是否合適[6-7]。

目前公認(rèn)的支護(hù)-圍巖共同作用原理理論為巷道圍巖在強(qiáng)度破壞之前其位移與支護(hù)力成反變關(guān)系。

(1)

式中:a為圓形巷道半徑,m;φ為圍巖內(nèi)摩擦角,°;G為圍巖剪切彈模,GPa;γH為原巖應(yīng)力,MPa;C為圍巖內(nèi)聚力,MPa;P為支護(hù)強(qiáng)度,MPa。

回采巷道受巷道布置、巖性選擇、掘進(jìn)、回采方面的局限和影響,其圍巖變形途徑為彈塑性、破裂、破碎、松動過程。將地質(zhì)力學(xué)測試結(jié)果代入公式1計算可知,現(xiàn)有的支護(hù)方式雖然對圍巖變形起到了控制作用,但由于支護(hù)強(qiáng)度低,密度大,巷道仍然存在較大變形。由于沿底板掘進(jìn)時,巷道頂板為頂煤,頂煤體強(qiáng)度僅為頂板強(qiáng)度的1/5,其效果遠(yuǎn)不如沿頂板掘進(jìn)。

3 回采巷道支護(hù)設(shè)計優(yōu)化

3.1原有支護(hù)方式

原有的巷道支護(hù)方式為矩形斷面,沿煤層底板掘進(jìn),掘進(jìn)寬度5.5 m,高度4.0 m,掘進(jìn)斷面22 m2,斷面支護(hù)方式:錨網(wǎng)索+鋼帶聯(lián)合支護(hù)。具體參數(shù)如下:

頂錨桿采用Φ20 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿,間排距800 mm×500 mm;幫錨桿采用Φ20 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿,間排距900 mm×1 000 mm;頂錨索采用Φ18.9 mm×9 000 mm鋼絞線,間排距1 500 mm×1 000 mm;幫錨索采用Φ18.9 mm×5 300 mm鋼絞線,間排距1 500 mm×2 000 mm;金屬網(wǎng)為頂網(wǎng)規(guī)格5 000 mm×1 200 mm,幫網(wǎng)規(guī)格4 000 mm×1 200 mm;頂板鋼帶規(guī)格Φ16-5 000 mm鋼帶,幫鋼帶規(guī)格Φ14-3 100 mm鋼帶。

3.2巷道支護(hù)優(yōu)化方案

1)巷道布置方式優(yōu)化。巷道沿煤層底板掘進(jìn)時,巷道上部會遺留1.08 m左右的頂煤,掘進(jìn)過程中,頂板不好控制,支護(hù)完成后,巷道容易出現(xiàn)墜包,巷道圍巖位移較大?，F(xiàn)將沿底板掘進(jìn)改為沿煤層頂板掘進(jìn),底部留下1.08 m左右的底煤。

2)錨固體材料優(yōu)化。提高錨桿強(qiáng)度,將原先使用的Φ20 mm×2 400 mm錨桿更換成Φ22 mm×2 400 mm錨桿,并將錨桿托板規(guī)格由120 mm×120 mm×10 mm增大為150 mm×150 mm×10 mm;改變錨索托板型號,將原先的260 mm×260 mm×20 mm平鋼板更換成300 mm×300 mm×14 mm球型托板。

3)支護(hù)強(qiáng)度優(yōu)化。原有支護(hù)中,錨桿直徑采用Φ20 mm,幫部最上和最下的錨桿要求傾斜15°打設(shè),錨桿預(yù)緊力矩≥170 N·m,錨桿錨固力≥100 kN,錨索錨固力≥150 kN;優(yōu)化支護(hù)后錨桿采用Φ22 mm,錨桿、錨索全部垂直于巖面打設(shè),錨桿預(yù)緊力矩要達(dá)到300 N·m以上;錨索初始張拉力250 kN,損失后不低于200 kN。

3.3優(yōu)化后支護(hù)方式

優(yōu)化支護(hù)后順槽為矩形斷面,沿煤層頂板掘進(jìn),掘進(jìn)寬度5.5 m,高度4.0 m,掘進(jìn)斷面22 m2,斷面支護(hù)方式:錨網(wǎng)索+鋼帶聯(lián)合支護(hù)。

1)錨桿均采用Φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿,錨桿托板為150 mm×150 mm×10 mm鋼板,配套阻尼帽、調(diào)心球墊及尼龍墊圈。頂錨桿間排距1 000 mm×1 000 mm,每排6根。幫錨桿間排距為900 mm×1 000 mm,每排5根。

2)頂錨索采用Φ18.9 mm×7 000 mm鋼絞線,間排距2 000 mm×2 000 mm,每排2根,采用“三花”布置,錨索不能打設(shè)在鋼帶上,錨索托板為300 mm×300 mm×14 mm高強(qiáng)度可調(diào)心托板。幫錨索采用Φ18.9 mm×5 300 mm鋼絞線,間排距1 800 mm×2 000 mm,每排2根。

3)采用金屬網(wǎng)片,頂網(wǎng)規(guī)格6 000 mm×1 100 mm,幫網(wǎng)規(guī)格2 900 mm×1 100 mm,網(wǎng)格50 mm×50 mm,要求網(wǎng)片搭接寬度不小于100 mm。采用16#鉛絲連網(wǎng),雙絲雙扣、孔孔相連、鎖邊成線。

4)采用鋼帶,頂鋼帶規(guī)格Φ16 mm×5 000 mm鋼帶,幫鋼帶采用Φ16 mm×2 900 mm鋼帶。

4 支護(hù)方式優(yōu)化效果評價

巷道變形得到有效控制,支護(hù)效果明顯提高。為了檢驗支護(hù)效果,采用表面位移、頂板離層儀、錨桿(索)受力、巷道破壞狀況統(tǒng)計等方法對巷道頂?shù)装?、兩幫相對移近量、頂板下沉量、錨固區(qū)內(nèi)外頂板巖層位移量、錨桿(索)受力特征、巷道圍巖破壞位置和程度進(jìn)行了詳細(xì)觀測。觀測結(jié)論如下:

1)舊支護(hù)方案錨桿、錨索受力加大,斷裂現(xiàn)象較多,兩幫及頂板收縮達(dá)到500 mm;新支護(hù)方案錨桿受力均在設(shè)計錨桿屈服載荷的30%～60%之間,受力區(qū)間為38.1 kN ～76.2 kN,桿體無屈服破斷危險。通過連續(xù)巷道變形觀測,數(shù)據(jù)顯示巷道圍巖趨于穩(wěn)定后,觀測兩幫及頂?shù)装宓囊平?收縮均在20 mm以內(nèi),巷道變形量得到有效控制。

2)巷道掘進(jìn)得到大幅度提高。掘進(jìn)工作面采用三八工作制進(jìn)行掘進(jìn),由于錨桿排距加大(1 000 mm排拒),支護(hù)密度降低,掘進(jìn)工效得到提高。原巷道一個圓班進(jìn)尺為4 m,現(xiàn)在一個圓班進(jìn)尺為8 m,掘進(jìn)工效由0.1 m/工提高到0.2 m/工。

3)支護(hù)成本顯著降低。每米使用錨桿由原有的24根減少為17根,9 m錨索變?yōu)? m錨索,且數(shù)量每米減少2根,5.3 m幫錨索每米減少1根?？晒?jié)約材料費(fèi)用537.84元/m,延米費(fèi)用得到有效降低。

5 結(jié)論

通過地質(zhì)力學(xué)測試,運(yùn)用支護(hù)-圍巖相互作用原理對回采巷道布置方式及支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計,得出以下主要結(jié)論:

1)地質(zhì)力學(xué)評價測試是進(jìn)行巷道支護(hù)設(shè)計的重要依據(jù),是反映和分析圍巖力學(xué)特征,圍巖應(yīng)力大小及分布的科學(xué)方法。

2)通過支護(hù)-圍巖關(guān)系理論分析,能有效優(yōu)化支護(hù)方案。改進(jìn)后沿頂板掘進(jìn),增大錨桿直徑,提高錨桿、錨索的預(yù)緊力,合理縮減支護(hù)密度等措施明顯提高了支護(hù)效果。

3)優(yōu)化后,通過巷道變形綜合觀測,巷道變形量較小,錨桿錨索受力均勻,支護(hù)環(huán)境得到明顯改善。同時,提高了巷道掘進(jìn)效率,降低了掘進(jìn)成本,安全及經(jīng)濟(jì)效益顯著。

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(編輯:武曉平)

OptimizationofSupportingDesignforFully-mechanizedLargeMiningHeightunderOne-passMininginThickCoalSeam

ZHENGJinping
(ShanxiSanyuanZhongnengCoalIndustryCo.,Ltd.,Changzhi046600,China)

With some approaches, such as geostress test and borehole peep, an optimization plan was proposed for gateway supporting based on the interaction theory of support and surrounding rock. The practice proves that the optimized parameters could effectively control the surrounding rock movement, reduce the deformation of the roadway, and present obvious supporting effects and economic benefits.

gateway; design optimization; geostress test; surrounding rock control

TD353

A

1672-5050(2017)03-0027-04

10.3919/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2017.06.008

2017-06-05

鄭金平(1981-),男,山西呂梁人,大學(xué)本科,工程師,從事煤炭生產(chǎn)技術(shù)管理工作。