顾北矿6煤首采面矿压显现规律及锚杆支护合理参数研究

(整期优先)网络出版时间:2018-12-22
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顾北矿6煤首采面矿压显现规律及锚杆支护合理参数研究

陈文俊

(1淮浙煤电公司顾北煤矿安徽淮南232151)

摘要:顾北煤矿6煤12326首采工作面顶板岩性相变大、巷道地质条件复杂,为掌握该面煤巷矿压显现规律及锚杆支护合理参数,采用理论分析、数值模拟及现场工业性试验相结合的研究方法,进行了6煤首采面煤巷矿压显现规律及锚杆支护合理参数研究,掌握了顾北矿6煤首采面煤巷的矿压显现规律,得出了一套适合顾北矿6煤回采巷道围岩控制的关键技术,在12326工作面进行的工业性试验表明:12326回风顺槽、运输顺槽宽度普遍在4.8m以上,两巷端头出口宽度均超过4.5m,在掘进期间巷道围岩变形量控制在15%范围,控制效果显著,可为类似条件下巷道提供技术参考。

关键词:锚杆支护;首采面;矿压显现规律;数值模拟

1引言

我国现有煤矿巷道已广泛使用锚杆支护,锚杆支护经过几代学者的努力研究,在理论研究和实践应用上已具有很好的基础。经过柏建彪、张农[4-10]等学者的研究,锚杆支护技术成功应用于千米深井沿空留巷技术,经受住了多次巷道扰动的影响。自2003年以来,我国大中型煤矿锚杆支护率已达到57~62%以上,我国大部分煤矿已完成了从传统金属支架支护向巷道净锚杆支护的重大转变,尤其是煤巷支护率由1998年的20.14%提高到60%,有些矿区甚至达到了100%,锚杆支护技术已成为巷道支护不可或缺的一种支护技术[1、11、12]。但巷道顶板事故,特别是由于锚杆支护不足引起的事故时有发生[13-17]。根据国家安全生产监督管理总局的统计[18-20],2011年至2012年间,我国煤矿巷道顶板破坏事故,2011年共发生17起特大事故,造成56人遇难,2012年共发生12起特大事故,造成45人遇难。加强对锚杆支护系统应用更深层次的研究尤显重要。

12326工作面为顾北矿6煤首采工作面,该面煤层顶板为复合顶板,煤层不仅松软、易片帮,而且巷道掘进区域范围内断层多,地质条件复杂,在顾北矿6槽煤巷没有进行过锚杆支护实践,巷道的矿压显现规律还没有掌握。本文通过数值模拟以及现场工业性试验相结合的方法,掌握了顾北矿6煤首采面煤巷的矿压显现规律,得出了一套适合顾北矿6煤回采巷道围岩控制的关键技术,实现6槽煤巷经济安全支护。

2数值模拟及方案

2.1数值模型的建立

计算模型为矩形,宽150m,高850m。巷道平均埋深550m,模型两侧限制水平方向移动,模型底边限制水平方向和垂直方向移动,模型上表面为应力边界。岩石材料破坏遵循Mohr-Coulomb强度准则,岩层材料参数见表2-1。图2-1为12326工作面回风、运输顺槽模型计算网格图。

图2-1数值计算模型图

表2–1自上而下各岩层参数

2.2模拟方案

模拟目标巷道为12326工作面回风顺槽,巷道断面形状为矩形,断面规格:5m×3.2m,模拟方案如下:

方案1:破碎泥岩顶板区段:顶板锚索按“5-5”布置,每排布置6根锚杆,巷帮每排各布置4根锚杆。顶部锚杆间排距:860×800mm;帮部锚杆间排距:850×800mm。锚索规格:Φ22×7200mm;顶锚杆规格:Φ22×2500mm。帮锚杆规格:Φ20×2200mm。

方案2:砂质泥岩顶板区段:顶板锚索按“3-3-0”交错布置。使用Φ22×6200锚索,顶帮锚杆间排距分别为:分别860×900mm和860×900mm。其余参数同条件一。

方案3:砂岩顶板区段:顶板锚索按“3-0”居中布置,其余同条件二。

2.3数值模拟计算结果及分析

2.3.1应力分析

从图2-2中可见,三种条件下巷道两帮垂直应力分布曲线基本相同,条件三两帮峰值最大,条件二次之,条件一最小;条件一左帮应力峰为16.31MPa,右帮应力峰值为16.17MPa;条件二左帮应力峰值为17.31MPa,右帮应力峰值为17MPa;条件三左帮应力峰值为18.23MPa,右帮应力峰值为17.27MPa;两帮0-4m为垂直应力降低区,4-25m为垂直应力增高区,垂直应力峰值在两帮5m左右,原岩应力在深部25m以外。

图2-2各条件下巷道两帮垂直应力曲线

图2-3各条件下巷道顶底板垂直应力曲线

从图2-3可以看出,三种不同条件巷道顶底板垂直应力分布情况基本相似,在底板0-2m范围内垂直应力很小,在0-17m范围内垂直应力降低,为底板卸压范围。在顶板0-2m范围内垂直应力数值较小,在0-18m范围内顶板垂直应力降低,为顶板卸压范围。

2.3.2位移分析

12326回风顺槽在各条件下巷道表面最大变形量见表2-2所示。由表3-5可知,在三种条件中,条件一顶底板相对移近量最大,最大值为558mm,其中顶板下沉量为198mm,底鼓量为360mm;条件三顶底板相对移近量最小,最小值为299mm,其中顶板下沉量为109mm,底鼓量为190mm。各条件下两帮变形相差不大。

表2-212326工作面回风顺槽各条件围岩位移量表

图2-4为三种条件巷道两帮位移曲线,两帮位移情况基本相似。两帮0-2m范围内位移为100-204mm,2-8m范围内位移为20-100mm。

图2-4各条件下巷道两帮位移曲线

图2-5各条件下巷道顶底位移曲线

图2-5为三种条件下巷道顶底板位移曲线,三种条件下顶底板位移曲线相似,差别仅在顶底板位移峰值。顶板0-2m范围内位移为100-206mm,2-8m范围内位移为20-100mm;条件一底板0-3m范围内位移为100-360mm,3-9m范围内位移为50-100mm;条件二底板0-2m范围内位移为100-200mm,2-9m范围内位移为50-100mm;条件三底板0-1m范围内位移为100-190mm,1-7m范围内位移为50-100mm。三种条件下,巷道围岩应力状况皆得到改善,顶板变形皆较小,可见针对不同岩性采取相应的支护参数能有效的控制巷道变形。

3工业性试验

3.1工程概况

12326综采工作面为北一(6-2)上山采区首采工作面,为南北走向,可采走向长1061.6m,倾斜长195m,回采面积207018m2,平均煤厚2.64m,容重为1.37t/m3,12326工作面胶带机顺槽设计工程量为1354m,回风顺槽设计工程量为1224m,切眼设计工程量为195m。煤层倾角4~7°,平均5°,煤层厚度1.64~3.28m,平均厚度2.64m,由西向东煤厚有增厚趋势,局部含1~2层泥岩夹矸,夹矸厚为0.10~0.40m。工作面标高-505.1m~-557.3m。顺槽支护方式按照模拟方案中的三种不同顶板岩性布置。

图3-1六4孔6煤层顶底板柱状图

3.2矿压观测

3.2.1顶底板和两帮移近量

12326运输顺槽10#测站、12326回风顺槽2#测站站围岩变形剧烈期分别在掘进15天、20天后围岩变形进入稳定期。变形剧烈期,运输10#测站巷道顶底板和两帮移近量分别为198mm和120mm,最大变形速度分别为14mm/d和10mm/d;12326回风顺槽2#测站变形剧烈期巷道顶底板和两帮移近量分别为230mm和130mm,顶底板和两帮最大移近速度分别为19mm/d和13mm/d。

由图3-6和图3-7可以看出,回采期间两顺槽超前支承压力影响范围为40~50m,回风顺槽顶底板移近量平均为350mm,两帮移近量平均为275mm;运输顺槽顶底板移近量平均为400mm,两帮移近量平均为300mm。回采期间两巷围岩变形相差不大。

3.3巷道支护实照

12326回风顺槽、运输顺槽宽度普遍在4.8m以上,完全能满足支架打运及皮带安装需要;工作面回采期间,两巷端头不仅支护状况良好,而且两巷端头出口宽度均超过4.5m,实现了巷道在服务期间内支护安全,在掘进期间巷道围岩变形量控制在15%范围内的目标。

图3-8构造带区段巷中加长锚索减跨图3-9回采期间回风顺槽端头单体挑棚加固

4结论

1)12326回风顺槽、运输顺槽支护实践表明,巷道施工结束后,12326回风顺槽、运输顺槽宽度普遍在4.8m以上,完全能满足支架打运及皮带安装需要;工作面回采期间,两巷端头不仅支护状况良好,而且两巷端头出口宽度均超过4.5m,实现了巷道在服务期间内支护安全,在掘进期间巷道围岩变形量控制在15%范围内的目标。

2)基于锚杆支护的作用机理,提出了一套适合顾北矿6煤回采巷道围岩控制的关键技术。

3)采用数值模拟研究了6煤首采面不同区段围岩变形和应力分布规律,并依据数值模拟所反映的巷道围岩变形特征和现场矿压观测,完善了6煤回采巷道锚杆支护参数设计。

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作者简介:陈文俊(1980-),男,汉族,山西大同人,工程师,毕业于中国矿业大学采矿工程专业,安徽理工大学能源与安全工程学院工程硕士。现就职于淮浙煤电公司顾北煤矿调度信息中心。