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        沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬及聯(lián)合控制分析

        2022-05-12 07:00:34張志文
        機(jī)械管理開發(fā) 2022年2期
        關(guān)鍵詞:空掘巷煤柱間距

        張志文

        (霍州煤電集團(tuán)呂臨能化有限公司龐龐塔煤礦, 山西 呂梁 033200)

        引言

        煤礦掘進(jìn)和開采效率是影響我國煤礦生產(chǎn)能力的主要因素。沿空掘巷技術(shù)由于其煤炭回采率高以及對應(yīng)巷道掘進(jìn)率低的優(yōu)勢被廣泛應(yīng)用。對于沿空掘巷開采技術(shù)而言,實(shí)現(xiàn)對其圍巖的穩(wěn)定控制,保證巷道生產(chǎn)的安全生產(chǎn)尤為重要。目前,針對沿空掘巷開采技術(shù)對應(yīng)的支護(hù)主要存在投入量大、維護(hù)成本高以及返修量大等問題,究其原因在于對沿空掘巷圍巖狀態(tài)掌握不充分,無法采取有效合理的支護(hù)措施[1]。本文重點(diǎn)對某沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析,并針對性地采取聯(lián)合控制措施。

        1 11073 運(yùn)輸巷工程概況

        本文以保興煤礦的11073 運(yùn)輸巷掘進(jìn)工作面為例開展研究,該工作面煤層的平均厚度為2.2 m,煤層厚度范圍為0.94~3.53 m;工作面煤層的平均傾角為42°,煤層傾角范圍為40°~45°。經(jīng)探測,工作面煤層的瓦斯涌出量為3.24 m3/t。為保證煤礦安全生產(chǎn),該工作面開采前采取瓦斯抽放的操作,降低工作面瓦斯的涌出量。11073 工作面的頂?shù)装宓刭|(zhì)條件如表1 所示。

        表1 11073 工作面頂?shù)装宓刭|(zhì)條件

        本文將采用FLAC3D 軟件對11073 沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析;結(jié)合上述工程實(shí)際情況,基于FLAC3D 所搭建的數(shù)值模擬模型如圖1所示。

        圖1 FLAC3D 數(shù)值模擬模型

        所搭建模型在X 方向的距離為150 m,在Y 方向的距離為120 m,在Z 方向的距離為135 m。兼顧數(shù)值模擬的充分性、全面性和準(zhǔn)確性對模型進(jìn)行簡化,最終將模型劃分為15 層。

        2 沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

        本工況沿空掘巷開采時需留設(shè)一點(diǎn)寬度的煤柱以保證煤礦的安全生產(chǎn)。本節(jié)重點(diǎn)對不同煤柱寬度下對應(yīng)11073 工作面掘進(jìn)和回采期間圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行對比,最終確定最佳窄煤柱的合理寬度,具體探討的煤柱合理寬度分別為3 m、5 m、7 m 和9 m。

        2.1 掘進(jìn)期間的圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

        以距離工作面切眼為150 m 位置為主要監(jiān)測點(diǎn),并對煤柱寬度為3 m、5 m、7 m 和9 m 情況下煤層的內(nèi)應(yīng)力進(jìn)行對比,不同煤柱寬度對應(yīng)煤層應(yīng)力值數(shù)值模擬結(jié)果如表2 所示,隨著煤柱寬度的增加,煤柱最大垂直應(yīng)力逐漸增加,且煤柱的最大應(yīng)力值所處位置向巷道不斷靠攏。

        表2 不同煤柱寬度對應(yīng)煤層及煤柱最大垂直應(yīng)力

        由此說明,隨著煤柱寬度的增加煤柱最大垂直應(yīng)力峰值距離巷道越近。

        2.2 回采期間的圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

        同樣以距離工作面切眼為150 m 位置為主要監(jiān)測點(diǎn),并對煤柱寬度為3 m、5 m、7 m 和9 m 情況下煤層的內(nèi)應(yīng)力進(jìn)行對比,不同煤柱寬度對應(yīng)煤層應(yīng)力值數(shù)值模擬結(jié)果如表3 所示。

        表3 不同煤柱寬度對應(yīng)煤層及煤柱最大垂直應(yīng)力

        如表3 所示,隨著煤柱寬度的增加,煤柱最大垂直應(yīng)力呈現(xiàn)先增大后減小的變化趨勢,且當(dāng)煤柱寬度為7 m 時對應(yīng)的煤柱最大垂直應(yīng)力最大[2]。同時,在回采期間煤層最大垂直應(yīng)力與煤柱寬度的關(guān)系不大。

        此外,在掘進(jìn)期間隨著煤柱寬度的增加,底板和頂板的移近量增加;說明底板的底鼓量和頂板的下沉量均增加。同樣,在回采期間底板和頂板的移近量也在增加,同時在回采期工作面圍巖的穩(wěn)定性較差。

        總之,在實(shí)際生產(chǎn)階段,沿空掘巷道內(nèi)煤柱的留設(shè)寬度越小時,對應(yīng)煤柱的支撐能力較弱,無法對工作面起到很好的支撐作用。隨著煤柱留設(shè)寬度的增加,對應(yīng)煤柱的支撐能力增強(qiáng);與此同時,巷道變形嚴(yán)重,對圍巖的控制效果越差[3]。

        3 沿空掘巷圍巖的聯(lián)合控制及效果分析

        通過上述數(shù)值模擬分析可知,在巷道掘進(jìn)和回采階段均屬于支護(hù)的難點(diǎn)。尤其在回采階段,由于受到二次采動的影響單純依靠窄煤柱支護(hù)已經(jīng)遠(yuǎn)遠(yuǎn)不夠,還需采用錨桿和U 型鋼等對巷道進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù),實(shí)現(xiàn)對巷道圍巖的聯(lián)合控制。

        3.1 沿空掘巷的聯(lián)合控制

        結(jié)合11703 工作面的地質(zhì)條件,并基于相關(guān)理論計算初步設(shè)計三種錨桿支護(hù)方案,具體如下:

        1)錨桿排矩為800 mm;頂板錨桿間距為700 mm,高幫錨桿間距為800 mm,低幫錨桿間距為800 mm;錨桿直徑均為20 mm,錨桿長度為2 500 mm。

        2)錨桿排矩為800 mm;頂板錨桿間距為800 mm,高幫錨桿間距為800 mm,低幫錨桿間距為800 mm;錨桿直徑均為20 mm,錨桿長度為2 500 mm。

        3)錨桿排矩為800 mm;頂板錨桿間距為900 mm,高幫錨桿間距為800 mm,低幫錨桿間距為800 mm;錨桿直徑均為20 mm,錨桿長度為2 500 mm。

        上述三種錨桿支護(hù)方案的主要區(qū)別在于頂板錨桿的間距不同。通過仿真分析可知,方案(2)對應(yīng)的支護(hù)效果最佳。因此,在方案(2)錨桿支護(hù)的基礎(chǔ)上,為其配置匹配的錨索支護(hù)方案。結(jié)合11703 工作面的實(shí)際情況和理論計算,選用直徑為15.24 mm,長度為7 200 mm 的錨索聯(lián)合方案(2)的錨桿對掘巷工作面圍巖進(jìn)行永久支護(hù),對應(yīng)的支護(hù)如圖2 所示。

        圖2 工作面錨桿+錨索永久支護(hù)示意圖(單位:mm)

        在上述錨桿與錨索對掘巷工作面永久支護(hù)的基礎(chǔ)上,采用U 型鋼對工作面進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)。所選用U型鋼的型號為U36 型鋼材,U 型鋼間距和排間距均為800 mm;在U 型鋼的基礎(chǔ)上行程U 型棚對掘進(jìn)巷工作面進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)。

        3.2 沿空掘巷圍巖聯(lián)合控制效果分析

        為驗(yàn)證上述聯(lián)合控制方案對掘巷圍巖的控制效果,選用KBU101-200 頂?shù)装逡平縿討B(tài)報警儀和FCHG/1 無線數(shù)據(jù)采集器對頂?shù)装宓囊平窟M(jìn)行監(jiān)測[4-5]。通過對監(jiān)測所得數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,總結(jié)得出如下結(jié)論:

        1)對圍巖進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)后,在掘進(jìn)期間工作面的表現(xiàn)較為明顯的兩幫移近,其次為頂?shù)装宓囊平6?,頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平诳煽胤秶畠?nèi)。說明聯(lián)合控制方案的有效性。

        2)在回采期間,掘巷兩幫最大的移近量為425 mm,頂?shù)椎囊平孔畲鬄?95 mm。并且在回采25 d 后兩幫和頂?shù)装宓囊平呌诜€(wěn)定。

        4 結(jié)語

        1)采用錨桿+錨索的永久支護(hù)方案和U 型鋼的強(qiáng)化支護(hù)方式實(shí)現(xiàn)對工作面圍巖的聯(lián)合控制;

        2)通過對支護(hù)后工作面的變形情況監(jiān)測可知,所設(shè)計的聯(lián)合控制方案是有效的。

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