同忻煤矿12901工作面回采巷道加强支护探讨

2021-05-19 03:11杨春生
江西煤炭科技 2021年2期
关键词:见式锚索底板

杨春生

(同煤国电同忻煤矿有限公司,山西 大同 037001)

随着我国国民经济的迅速发展,目前我国已成为全球最大的制造业基地,这就需要大量能源作为经济发展的支撑。2019年我国一次性能源消费中,煤炭比重为57.7%,且在未来10年内煤炭仍然是能源消费结构中的主角,煤炭开采对保证国民经济平稳发展意义重大。煤矿回采巷道支护是制约煤炭产量、开采安全、成本的重要因素之一,本文针对此问题展开初步探讨。

1 概况

同忻煤矿隶属于山西同煤集团,是一座年产量超过10.00 Mt的国有特大型矿井,现有职工1 103人,井田面积84.52 km2,可采储量为8.47 亿t。同忻煤矿于2007年建成投产,2010年达产,现为同煤集团主力矿井。

12901工作面作为该矿9 号煤的首采面,埋深约220~250 m,煤层厚度2.2 m,煤层柱状图(部分)见图1。

图1 同忻煤矿12901 工作面煤层柱状图

2 回采巷道围岩破坏分析

2.1 顶板松动破坏

该回采巷道断面具体尺寸为:宽×高=4.2 m×3.5 m。本文按照“压力拱理论”测算顶板冒落高度。当巷道开挖后,原来的围岩应力分布被破坏并会重新分布,如果巷道顶板产生的拉应力大于围岩自身抗拉强度,则会发生冒顶现象,直至应力重新达到平衡。学者将平衡临界点的模型简化成为压力拱进行研究,见图2[1]。冒顶高度h 理论计算见式(1),经计算h=4.5 m。

式中:b1为巷道宽度的1/2,2.1 m;h0为巷道高度,3.5 m;φ为围岩内摩擦角,31°;f为顶板围岩坚固性系数,1.8。

图2 回采巷道自然平衡压力拱

2.2 巷道两帮松动破坏

回采巷道开挖后,两帮煤体会支承悬空的顶板重量及上覆岩层压力,大大增加了支护结构区所受到的压应力,而且交界面处剪应力瞬间增大,会导致煤帮从两侧挤出,出现鼓包现象,本文利用“巷道围岩松动圈”理论来计算两帮破坏松动范围[2]。

将巷道在大范围内考虑,可将巷道看作一个等效圆,应力分布见图3[3]。其中:r看作为巷道半径,R为塑性松动区半径;所以巷道两帮破坏松动范围L=R-r,其中L理论计算见式(2),经计算L=2.73 m。

式中:P0为巷道受到的垂直应力,2.65 MPa;C为煤层粘聚力,6.8 MPa。

图3 巷道围岩应力分布

3 回采巷道支护设计

结合其他工作面成功经验,12901 工作面回采巷道设计决定采用“锚杆+锚索”联合支护形式。

3.1 顶板锚杆

采用型号为Φ22 mm左旋螺纹钢锚杆,顶板锚杆需要承载的顶板冒落岩体总重力G,计算见式(3)[4],经计算G=693.8 kN。按照该值来设计锚杆间排距,每根锚杆的设计载荷值为50 kN,因此在该面积内至少需要布置14 根锚杆,排距为1.0 m,间距也设计为1.0 m。要求锚固段长度不低于550 mm,长度最大设计为5 500 mm,安设在顶板中间位置,其余位置锚杆长度设计3 500~4 000 mm不等,这也是为了方便施工。

式中:K为安全系数,取值1.5;γ为顶板围岩容重,25 kN/m3;S为冒落范围内煤岩体面积,18.5 m2;D为锚杆排距,1.0 m。

3.2 两帮锚杆

巷道两帮破坏松动范围为2.73 m,按照锚固段长度为250 mm设计,两帮锚杆长度设计为3.0 m。巷道两帮的向外载荷QS计算见式(4)[5],经计算QS=267.8 kN。按照该值来设计锚杆间排距,每根锚杆设计载荷为20 kN,因此巷道两帮单位面积内至少也需要14 根锚杆,为方便施工,在此两帮锚杆间排距也均设计为1.0 m。

式中:θ为煤壁内摩擦角,30°。

3.3 锚索支护

由于该工作面回采巷道受采动影响较大,因此设计在巷道顶板拟打注五花锚索。巷道直接顶为4.34 m的砂质泥岩,故潜在冒落高度假设为锚杆失效的冒落岩体厚度(2.0 m)[6],岩石容重25 kN/m3,冒落面积系数取0.8,计算得出潜在冒落拱内岩体重量Q为263 kN。

(1)锚索排距D′

锚索排距D′计算见式(5),计算得D′=2.28 m,结合现场经验,最终确定锚索施工排距为2.0 m。

式中:T为锚索额定破断载荷,取450 kN。

(2)锚索锚固段长度L

锚索锚固段长度L 的计算见式(6),计算得L=1 326 mm。本项目使用MSCK2360 型和MSK2380型锚固药卷,算得需药卷2.64 卷,结合实际施工经验,设计每根锚索使用MSCK2360 型2 卷,MSK2380型1 卷,且要求先装快速药卷,支护见图4。

式中:P′为树脂与锚索粘结强度,N/mm2,取10;K′为锚固安全系数,取2;d为锚索直径,取21.6 mm。

图4 “锚杆+锚索”联合支护巷道结构

3.4 其他支护

在顶板铺设4 mm×2 100 mm×1 100 mm钢筋网,锚杆尾端安装150 mm×150 mm×10 mm拱形高强度托板、调心球垫和减磨垫圈配合3 600 mm(五眼)W钢带进行支护[7]。

4 效果分析

为检测和分析该回采巷道的联合支护效果,在12901 工作面轨道巷内选取3 个断面来布置测站,主要是位移传感器组成。主要监测参数包括:巷道两帮和顶底板的移近量、移近速度、稳定量等,要求包含掘进、稳定、采动影响三个阶段。

4.1 两帮移近

巷道两帮移近量以及速度曲线见图5。由图可知:①在巷道掘进阶段(0~80 d),两帮移近总量约为90~100 mm;在0~20 d时间范围内移近速度较快,达到8 mm/d;60~80 d范围内移近速度又缓慢下降至2 mm/d,之后基本维持在1 mm/d左右。②在巷道掘进后的稳定阶段(80~120 d),两帮移近总量基本维持在120 mm,该时段内两帮移近速度也降低至1 mm/d的水平。③在巷道受采动影响阶段(120~180 d),此时巷道需要承受的应力大且复杂,巷道两帮移近量呈现急速上升状态,仅仅在130~160 d这一个月的范围内,移近量就由130 mm猛增至350 mm,且移近速度维持在2 mm/d。

图5 巷道两帮移近监测曲线

如上所述,引起巷道两帮变形的主要原因是采动影响,前期巷道开挖影响并不大;12901 工作面轨道巷实施联合支护后两帮位移总量在350~400 mm,不影响实际使用,支护设计良好。

4.2 顶底板移近

巷道顶底板移近量以及速度曲线见图6。由图可知:①在巷道掘进阶段(0~80 d),两帮移近总量约为300~450 mm,在0~20 d时间范围内移近速度较快,达到18 mm/d;60~80 d范围内移近速度又缓慢下降至6 mm/d,之后基本维持在该值左右。②在巷道掘进后的稳定阶段(80~120 d),顶底板移近总量基本维持在300~500 mm,该时段内两帮移近速度也降低至4 mm/d的水平。③在巷道受采动影响阶段(120~180 d),此时巷道顶板需要承受的应力存在集中现象,顶底板移近量呈现急速上升状态,在

图6 巷道顶底板移近曲线

130~180d这不到两个月的范围内,移近量就由450 mm猛增至900 mm以上,且移近速度维持在6 mm/d。

如上所述,引起巷道顶底板变形的主要原因是采动影响,前期巷道开挖影响并不大;12901 工作面轨道巷实施联合支护后顶底板位移总量在900~1 100 mm,个别地段需要进行挖底处理,受破坏严重巷段会随着回采进行而失去作用,因此不用持续维护,可不影响实际使用,支护设计良好。

5 结语

巷道开掘和支护工作是维持煤矿工作面生产接续顺利的重要保证,而目前“锚杆+ 锚索”联合支护形式也是应用最为普遍巷道支护方式之一。同忻煤矿12901 工作面作为9 号煤层的首采面,回采巷道支护工作总体上取得了较好的效果,满足正常生产需要,但部分巷段后期需要采取临时加强支护、挖底等措施,要时刻关注巷道变形破坏情况。

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