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大阳煤矿3307工作面运输顺槽支护参数优化研究.pdf

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资源描述

1、2023 年 8 月Aug.,2023doi:10.3969/j.issn.1672-9943.2023.04.022大阳煤矿 3307 工作面运输顺槽支护参数优化研究(山西兰花科技创业股份有限公司大阳煤矿,山西 晋城 048003)摘要 以大阳煤矿 3307 工作面运输顺槽为研究对象,根据现场地质条件建立了数值计算模型,并设计了 3 种不同的支护方案。分析了不同支护方案下的巷道围岩变形情况与应力分布特征,确定了最佳的支护方案。根据优化后的支护方案在现场开展工业性试验,巷道在开挖 35 d 后稳定,最终顶板最大下沉量 227 mm,帮部最大变形量 164 mm,能够满足矿井的安全生产要求。关键

2、词 巷道支护;数值模拟;围岩控制中图分类号TD353文献标识码B文章编号1672蛳 9943(2023)04蛳 0072蛳 030引言我国是一个煤炭丰富、油气资源相对匮乏的国家,煤炭在能源的消耗中始终占据主导地位。为了获取更多的煤炭资源,越来越多的矿井开始向深部进军咱员原猿暂。但是,在深部进行采煤工作时,巷道会面临高应力、围岩大变形、支护失效等难题咱源原缘暂。因此,在支护时需要分析巷道稳定性特征,确保支护参数合理可行。大阳煤矿现开采 3#煤层,根据过去巷道支护情况,存在多次巷道返修的案例,主要原因是巷道支护方式不合理造成的。本文以大阳煤矿 3307 工作面运输顺槽为工程背景,结合矿井周边巷道支

3、护情况,借助 FLAC3D数值模拟软件,分别模拟不同支护参数下的巷道稳定性情况,选择了合理的巷道支护方案。1工程概况大阳煤矿隶属于山西兰花煤炭实业集团有限公司,位于晋城市泽州县,现开采煤层为 3#煤层。该煤层埋藏深度为 368662 m,煤层平均厚度 5.75 m,煤厚变化标准差为 0.252,煤厚变异系数 4.39%,煤质为优质无烟煤,储量丰富,煤质优良。3#煤层埋深约 600 m,直接顶为 3.0 m 的泥岩、4.0 m 的细砂岩和 2.7 m 的泥岩;老顶为 11.4 m 的砂质泥岩;直接底为 7.8 m 的泥岩和 2.3 m 的砂质泥岩。3#煤属于中硬偏软煤层,顶板为软岩 坚硬岩,底板

4、为软岩 较坚硬岩。3307 工作面位于三采区西部,工作面宽度230 m。其运输顺槽为矩形断面,宽 5.0 m,高 3.1 m,断面尺寸 15.5 m2,设计长度 1 544.9 m。2巷道支护方案数值模拟2.1模型建立根据现场地质条件建立数值模型,模型尺寸为200 m50 m37.2 m(长宽高),固定模型底部和四周位移,从顶部施加 14 MPa 的力模拟上覆岩层载荷。开挖巷道断面为 5.0 m3.1 m(宽高),采用 Cable 软件模拟锚杆和锚索,并初步设计了 3 种锚杆索支护方案。通过对比不同支护方案下的巷道应力应变情况,确定巷道支护方案。方案 1:顶板布置 6 根 准20 mm2 20

5、0 mm 锚杆,间排距 900 mm900 mm;两帮布置 4 根准20 mm2 200 mm 锚杆,间排距 800 mm900 mm;顶板布置 2 根 准22 mm7 200 mm 锚索,间排距2 000 mm1 800 mm。方案 2:顶板布置 6 根 准20 mm2 200 mm 锚杆,间排距 900 mm900 mm;两帮布置 4 根准20 mm2 200 mm 锚杆,间排距 800 mm900 mm;顶板布置 3 根 准22 mm7 200 mm 锚索,间排距1 350 mm1 800 mm。方案 3:顶板布置 6 根 准20 mm2 200 mm 锚杆,间排距 900 mm900

6、mm;两帮布置 4 根准20 mm2 200 mm 锚杆,间排距 800 mm900 mm;顶板布置 3 根 准22 mm7 200 mm 锚索,间排距1 350 mm1 800 mm;煤柱帮补打 1 根 准22 mm5 200 mm 锚索,间距 1 800 mm。2.2巷道围岩变形情况3 种支护方案下的巷道围岩垂直位移分布如图1 所示。巷道开挖后,顶板下沉量远大于底鼓量,达能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 4 期Vol.48 No.4722023 年 8 月Aug.,2023安雷大阳煤矿 3307 工作面运输

7、顺槽支护参数优化研究到了底鼓量的 45 倍,因此,顶板应作为重点研究对象。根据数值模拟结果显示,采用方案 1 时顶板最大下沉量 247 mm;采用方案 2 在顶板增加 1 根锚索后,顶板最大下沉量降低了 18 mm;采用方案 3时,顶板最大变形量相比方案 1 下降了 14.7%。这是因为顶板锚索加固的同时,帮部锚索增强了煤柱帮围岩承载能力,从而更好地支撑顶板。图 1垂直位移分布云图3 种支护方案下的巷道围岩水平位移分布如图 2 所示。巷道开挖后,两帮立即开始相互移进,并且煤柱帮的移进速率更快。根据数值模拟结果显示,采用方案 1 时巷道帮部最大变形量 180 mm;采用方案 2 增强顶板支护后,

8、帮部最大变形量减小了15 mm;采用方案 3 时,帮部在补打了 1 根锚索后,稳定性大幅度增强,最终帮部最大变形量仅138 mm,相比方案 1 降低了 23.3%。(a)方案 1(b)方案 2(c)方案 3图 2水平位移分布云图(a)方案 1(b)方案 2(c)方案 32.3巷道围岩垂直应力分布3 种支护方案下的巷道围岩垂直应力分布如图 3 所示。巷道开挖后,在距离两帮 34 m 深处的围岩出现明显的应力集中,并且煤柱帮应力集中范围大于实煤体帮,应力峰值也略高于实煤体帮。3 种方案下的应力峰值分别为 25.0 MPa、25.2 MPa和 25.9 MPa,可见采用帮部锚索补强支护后,煤柱帮破碎

9、煤体得到加固,起到更好的承载作用。图 3垂直应力分布云图(a)方案 1(b)方案 2(c)方案 33工业性实验3.1巷道支护方案巷道支护方案选用了方案 3,如图 4 所示。采用锚索+锚杆+网片进行支护,顶锚杆每排 6 根,间排距 900 mm900 mm,其中边锚杆距巷帮 250 mm,并要求向巷帮侧倾斜 20毅。帮锚杆每排 8 根,间排距800 mm900 mm,上部锚杆距顶板 300 mm,并向上倾斜 20毅,下部锚杆距底板 400 mm,垂直巷帮打设。顶锚索按照“三 三”布置,规格 准22 mm7 200 mm,间排距 1 350 mm1 800 mm,距巷帮 1 150 mm,钻孔深度

10、 7 000 mm,锚索垂直顶板岩面打设。煤柱帮布置 1 根 准22 mm5 200 mm 锚索,间距1 800 mm。网与网之间搭接为不小于 100 mm,采用位移/mm位移/mm位移/mm位移/mm位移/mm位移/mm应力/Pa应力/Pa应力/Pa732023 年 8 月Aug.,2023双股 14#铁丝,每一道连网丝要压接好上一道连网丝,网要求拉直挂紧,两头对接好,每米连接扣数不少于 7 扣。锚杆托盘必须压紧压实锚网,确保锚杆托盘与巷道煤面之间紧密贴合。3.2矿压监测为了检验支护方案的合理性,在掘进后的巷道顶底板和两帮布置测点,监测巷道变形情况,监测结果如图 5 所示。由图 5 分析可知

11、,在开挖后的前10 d 内,巷道变形量快速增加,支护体作用逐步显现并与围岩形成整体共同承载。1035 d 期间,巷道变形速率大幅度降低并趋于平缓。35 d 后,巷道基本稳定,变形量不再增加,最终顶板下沉量 227 mm,煤柱帮变形量 164 mm,实体煤帮变形量 138 mm,底鼓量 77 mm。相比于过去临近巷道 200400 mm的大变形,采用优化后的支护方案支护效果明显增强。由此可见,采用方案 3 的支护方案合理可行,能够满足 3307 运输顺槽在使用期间的要求。图 5矿压监测结果4结论以大阳煤矿 3307 运输顺槽为工程背景,采用FLAC3D数值模拟分析了巷道的 3 种支护方案,主要得

12、到以下结论:(1)支护效果为:方案 3 优于方案 2、方案 2 优于方案 1;巷道开挖后,应力峰值集中在距离巷道表面 34 m 位置,最大应力集中系数约为 1.8。(2)采用方案 3 进行工业性试验后,巷道在35 d 后基本不再发生变形,最终稳定后最大变形量227 mm,能够满足安全生产要求。参考文献1侯朝炯,王襄禹,柏建彪,等.深部巷道围岩稳定性控制的基本理论与技术研究 J.中国矿业大学学报,2021,50(1):1-12.2陈定超,王襄禹,赵祥岍,等.构造应力影响下大断面巷道围岩灾变机理及稳定控制研究 J.矿业安全与环保,2022,49(3):15-19.3于洋,柏建彪,张树娟,等.双翼采

13、动大巷群围岩灾变机理与修复加固体系研究 J.采矿与安全工程学报,2020,37(6):1133-1141.4桑培淼,孙小岩,于洋,等.构造应力影响下软岩硐室底鼓机理及控制研究 J.煤炭技术,2022,41(10):5-9.5王楠,孙磊.老虎台煤矿 63005#安装道支护设计分析 J.能源技术与管理,2022,47(5):107-109.作者简介安雷(1988-),男,毕业于东北大学采矿工程专业,长期从事采掘管理技术工作。收稿日期:2023-02-02图 4巷道支护设计观测时间/d10203040500顶板下沉量煤柱帮变形量实体煤帮变形量底鼓量28024020016012080400帮锚索:准22 mm5 200 mm间距:1 800 mm顶锚杆:准20 mm2 200 mm间排距:900 mm900 mm顶锚索:准22 mm7 200 mm间排距:1 350 mm1 800 mm帮锚杆:准20 mm2 200 mm间排距:800 mm900 mm1 3501 3509009009009009002502505 000能 源 技 术 与 管 理Energy Technology and Management2023 年第 48 卷第 4 期Vol.48 No.474

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