厚煤层一次采全高回采巷道支护设计优化

郑金平

(长治三元中能煤业有限公司,山西 长治 046600)

厚煤层一次采全高回采巷道支护设计优化

郑金平

(长治三元中能煤业有限公司,山西 长治 046600)

通过采用地应力测试、钻孔窥视等手段,基于支护-围岩相互作用关系理论分析,对三元中能煤业回采巷道支护方式提出优化方案。实践证明优化后的支护设计参数能有效的控制巷道围岩移动,减小巷道变形量,具有明显的支护效果和经济效益。

回采巷道;设计优化;地应力测试;围岩控制

厚煤层回采巷道大部分布置于煤层底板,由于煤层的力学参数和岩石的力学参数有较大差别,以及煤岩层之间的层间力的影响,煤层沿顶板掘进和沿底板掘进有较大的差别。选择回采巷道掘进布置方式,不仅要考虑巷道围岩的自身稳定性,还要考虑整个采场矿山压力对巷道底板或顶板的影响,所以需综合考虑各方面的因素[1-2]。

根据三元中能煤业的工程地质情况及矿压资料分析,运用支护-围岩的相互作用原理,对其支护设计进行优化分析。工作面开采煤层为下二迭统山西组下部的3#煤层,煤层赋存稳定,煤层倾角-8°～10°,煤层平均厚度5.08 m。距煤层底板约0.6 m夹一层平均0.28 m泥岩或炭质泥岩,煤层直接顶为砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩,平均厚度2.97 m;基本顶为中-细粒砂岩,平均厚度5.86 m;直接底为泥岩、砂质泥岩,平均厚度0.7 m;基本底为细粒砂岩,平均厚度3.36 m。矿井二采区全部为一次性采全高大采高工作面,原有回采巷道均沿底板布置,支护方式为锚网索支护。

1 地质力学评价测试

1.1测试方法

小孔径、单孔、多参数耦合地质力学原位快速测试方法,针对煤矿沉积岩强度低、破碎、应力高等特点及井下特殊环境,研发原位测试方法与仪器,实现准确、快速测量。地应力——小孔径水压致裂法,煤岩体强度——钻孔触探法,围岩结构——钻孔观测法。

1.2配套测试仪器

1)SYY-56型小孔径水压致裂地应力测量装置。该装置钻孔直径56 mm,测量深度30 m,水压40 MPa。地应力测量装置由封隔器、印模器、定向仪、储能器、高压泵、数据采集仪等组成。

2)WQCZ-56型小孔径煤岩体强度测定装置。煤岩体强度测定装置采用钻孔直径56 mm,测量深度可达30 m。装置主要由探头、探针位移指示仪、安装杆、高压手动泵组成。

3)KDBC-56型数字全景钻孔窥视仪。采用数字全景技术,解决了钻孔结构参数定量测量的难题。裂缝分辨率0.1 mm,可提供平面展开图及虚拟钻孔岩芯柱面图。

1.3测量结果分析

布置3个测点对地应力及煤岩体强度进行测量,测量结果显示:最大水平主应力值为10.63 MPa,方向北偏东41.8°;最小水平主应力值为5.78 MPa,垂直应力为8.81 MPa。区域应力场以构造应力场为主,测试段埋深约为352.4 m。地应力属于中等偏低应力值区域,水平主应力有随埋深增加而增大的趋势,井下地应力场类型σH>σv>σh型应力场,最大水平主应力NNE方向,具有一致性。

地应力测试结束后,在地应力测孔中利用WQCZ-56型围岩强度测试装置对巷道顶板以上及煤帮10 m范围内的岩体进行了原位强度测试,测试数据经过统计、分析和换算后,得到中能煤矿顶板和巷帮围岩强度分布情况,巷道煤帮强度测试结果,见图1,顶板岩层强度测试结果,见图2。

图1 巷道煤帮强度测试结果Fig.1 Strength test of coal wall in roadway

图2 顶板岩层强度测试结果Fig.2 Strength test of coal roof in roadway

总结得出:煤层顶板10 m范围内与支护直接相关的主要为泥质砂岩、砂岩和泥岩。3#煤强度主要集中在10 MPa～15 MPa,泥质砂岩强度主要集中45 MPa～55 MPa左右,砂岩强度主要集中在50 MPa～60 MPa左右。

2 支护-围岩相互作用关系理论分析

回采巷道围岩稳定性控制需要考虑围岩力学性质,掘进方式以及回采工艺和支护方式等。对于回采巷道,由于受采动影响较大,稳定性控制显得尤为重要[3-4]。工程实践表明,巷道围岩支护过程中,必须要考虑支护-围岩的相互作用,这是由于巷道围岩在不同的变形和应力情况下,其围岩的承载能力是变化较大的[5]。

对于采场对回采巷道顶板和底板影响没有较大差异特征的情况下,回采巷道的掘进布置方式,即沿着顶板掘进或者沿着底板掘进的选择,主要要考虑巷道围岩支护和围岩相互作用是否合适[6-7]。

目前公认的支护-围岩共同作用原理理论为巷道围岩在强度破坏之前其位移与支护力成反变关系。

(1)

式中:a为圆形巷道半径,m;φ为围岩内摩擦角,°;G为围岩剪切弹模,GPa;γH为原岩应力,MPa;C为围岩内聚力,MPa;P为支护强度,MPa。

回采巷道受巷道布置、岩性选择、掘进、回采方面的局限和影响,其围岩变形途径为弹塑性、破裂、破碎、松动过程。将地质力学测试结果代入公式1计算可知,现有的支护方式虽然对围岩变形起到了控制作用,但由于支护强度低,密度大,巷道仍然存在较大变形。由于沿底板掘进时,巷道顶板为顶煤,顶煤体强度仅为顶板强度的1/5,其效果远不如沿顶板掘进。

3 回采巷道支护设计优化

3.1原有支护方式

原有的巷道支护方式为矩形断面,沿煤层底板掘进,掘进宽度5.5 m,高度4.0 m,掘进断面22 m2,断面支护方式:锚网索+钢带联合支护。具体参数如下:

顶锚杆采用Φ20 mm×2400 mm螺纹钢锚杆,间排距800 mm×500 mm;帮锚杆采用Φ20 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆,间排距900 mm×1 000 mm;顶锚索采用Φ18.9 mm×9 000 mm钢绞线,间排距1 500 mm×1 000 mm;帮锚索采用Φ18.9 mm×5 300 mm钢绞线,间排距1 500 mm×2 000 mm;金属网为顶网规格5 000 mm×1 200 mm,帮网规格4 000 mm×1 200 mm;顶板钢带规格Φ16-5 000 mm钢带,帮钢带规格Φ14-3 100 mm钢带。

3.2巷道支护优化方案

1)巷道布置方式优化。巷道沿煤层底板掘进时,巷道上部会遗留1.08 m左右的顶煤,掘进过程中,顶板不好控制,支护完成后,巷道容易出现坠包,巷道围岩位移较大。现将沿底板掘进改为沿煤层顶板掘进,底部留下1.08 m左右的底煤。

2)锚固体材料优化。提高锚杆强度,将原先使用的Φ20 mm×2 400 mm锚杆更换成Φ22 mm×2 400 mm锚杆,并将锚杆托板规格由120 mm×120 mm×10 mm增大为150 mm×150 mm×10 mm;改变锚索托板型号,将原先的260 mm×260 mm×20 mm平钢板更换成300 mm×300 mm×14 mm球型托板。

3)支护强度优化。原有支护中,锚杆直径采用Φ20 mm,帮部最上和最下的锚杆要求倾斜15°打设,锚杆预紧力矩≥170 N·m,锚杆锚固力≥100 kN,锚索锚固力≥150 kN;优化支护后锚杆采用Φ22 mm,锚杆、锚索全部垂直于岩面打设,锚杆预紧力矩要达到300 N·m以上;锚索初始张拉力250 kN,损失后不低于200 kN。

3.3优化后支护方式

优化支护后顺槽为矩形断面,沿煤层顶板掘进,掘进宽度5.5 m,高度4.0 m,掘进断面22 m2,断面支护方式:锚网索+钢带联合支护。

1)锚杆均采用Φ22 mm×2 400 mm螺纹钢锚杆,锚杆托板为150 mm×150 mm×10 mm钢板,配套阻尼帽、调心球垫及尼龙垫圈。顶锚杆间排距1 000 mm×1 000 mm,每排6根。帮锚杆间排距为900 mm×1 000 mm,每排5根。

2)顶锚索采用Φ18.9 mm×7 000 mm钢绞线,间排距2 000 mm×2 000 mm,每排2根,采用“三花”布置,锚索不能打设在钢带上,锚索托板为300 mm×300 mm×14 mm高强度可调心托板。帮锚索采用Φ18.9 mm×5 300 mm钢绞线,间排距1 800 mm×2 000 mm,每排2根。

3)采用金属网片,顶网规格6 000 mm×1 100 mm,帮网规格2 900 mm×1 100 mm,网格50 mm×50 mm,要求网片搭接宽度不小于100 mm。采用16#铅丝连网,双丝双扣、孔孔相连、锁边成线。

4)采用钢带,顶钢带规格Φ16 mm×5 000 mm钢带,帮钢带采用Φ16 mm×2 900 mm钢带。

4 支护方式优化效果评价

巷道变形得到有效控制,支护效果明显提高。为了检验支护效果,采用表面位移、顶板离层仪、锚杆(索)受力、巷道破坏状况统计等方法对巷道顶底板、两帮相对移近量、顶板下沉量、锚固区内外顶板岩层位移量、锚杆(索)受力特征、巷道围岩破坏位置和程度进行了详细观测。观测结论如下:

1)旧支护方案锚杆、锚索受力加大,断裂现象较多,两帮及顶板收缩达到500 mm;新支护方案锚杆受力均在设计锚杆屈服载荷的30%～60%之间,受力区间为38.1 kN ～76.2 kN,杆体无屈服破断危险。通过连续巷道变形观测,数据显示巷道围岩趋于稳定后,观测两帮及顶底板的移近量,收缩均在20 mm以内,巷道变形量得到有效控制。

2)巷道掘进得到大幅度提高。掘进工作面采用三八工作制进行掘进,由于锚杆排距加大(1 000 mm排拒),支护密度降低,掘进工效得到提高。原巷道一个圆班进尺为4 m,现在一个圆班进尺为8 m,掘进工效由0.1 m/工提高到0.2 m/工。

3)支护成本显著降低。每米使用锚杆由原有的24根减少为17根,9 m锚索变为7 m锚索,且数量每米减少2根,5.3 m帮锚索每米减少1根。可节约材料费用537.84元/m,延米费用得到有效降低。

5 结论

通过地质力学测试,运用支护-围岩相互作用原理对回采巷道布置方式及支护参数进行优化设计,得出以下主要结论:

1)地质力学评价测试是进行巷道支护设计的重要依据,是反映和分析围岩力学特征,围岩应力大小及分布的科学方法。

2)通过支护-围岩关系理论分析,能有效优化支护方案。改进后沿顶板掘进,增大锚杆直径,提高锚杆、锚索的预紧力,合理缩减支护密度等措施明显提高了支护效果。

3)优化后,通过巷道变形综合观测,巷道变形量较小,锚杆锚索受力均匀,支护环境得到明显改善。同时,提高了巷道掘进效率,降低了掘进成本,安全及经济效益显著。

[1] 康红普,王金华,林健. 煤矿巷道支护技术的研究与应用[J].煤炭学报,2010 (11):1809-1814.

KANG Hongpu, WANG Jinhua,LIN Jian.Study and Applications of Roadway Support Techniques for Coal Mines[J].Journal of China Coal Society,2010 (11):1809-1814.

[2] 张占涛.大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究[D].北京:煤炭科学研究总院,2009.

[3] 孙闯,张向东,李永靖.高应力软岩巷道围岩与支护结构相互作用分析[J].岩土力学,2013(9):2601-2607,2614.

SUN Chuang,ZHANG Xiangdong,LI Yongjing.Analysis of Interaction between Surrounding Rock and Support Structure in High Stressed Soft Rock Roadway[J].Rock and Soil Mechanics,2013(9):2601-2607,2614.

[4] 侯公羽.围岩-支护作用机制评述及其流变变形机制概念模型的建立与分析[J]. 岩石力学与工程学报,2008(S2):3618-3629.

HOU Gongyu.Review of Interaction Mechanism between Surrounding Rock and Support and Analysis of Conceptual Model of Rheologcal Deformation Mechanism[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2008(S2):3618-3629.

[5] 蒋金泉.巷道围岩结构稳定性与控制设计[M].北京:煤炭工业出版社,1999.

[6] 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.

[7] 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,2002.

(编辑:武晓平)

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

郑金平(1981-),男,山西吕梁人,大学本科,工程师,从事煤炭生产技术管理工作。