综采工作面动压巷道煤柱宽度优化及支护方法研究.pdf

第 7 期 山 西 焦 煤 科 技 No.72023 年 7 月Shanxi Coking Coal Science&TechnologyJul.2023试验研究收稿日期:2023-02-13作者简介:高飞(1990),男,山西太原人,2013 年毕业于太原理工大学,工程师,主要从事煤矿开采技术工作(E-mail)1298017832 综采工作面动压巷道煤柱宽度优化及支护方法研究高飞(太原东山李家楼煤业有限公司,山西太原030400)摘要针对李家楼煤业 1206 综采工作面动压巷道煤柱尺寸留设大及巷道变形严重问题,采用理论分析、数值模拟与现场监测相结合的方法,研究了 1206 工作面动压巷道煤柱宽度优化及支护方法,确定煤柱宽度为 10 m,并提出动压巷道顶板采用“锚杆+金属网+W 钢带+锚索”联合支护,两帮采用“锚杆+金属网+钢筋梯子梁+煤柱帮锚索”联合支护方法。现场实践表明,巷道稳定性较好,实现了工作面安全高效开采,且多回收 15 m 区段护巷煤柱。关键词综采工作面;动压巷道;煤柱宽度;围岩变形;支护中图分类号:TD353文献标识码:B文章编号:1672-0652(2023)07-0017-06我国井工煤矿开采中,相邻工作面间往往会留设较宽的护巷煤柱,这样势必造成大量的煤炭资源损失1-3.与此同时,动压巷道在掘进过程中往往会遭受来自本工作面及临近工作面多重采动应力影响,导致巷道变形严重,维护困难,给工作面安全回采及实现高产高效目标带来了一定困难4-6.李家楼煤矿1206 工作面为双巷掘进,两工作面间留设 25 m 宽护巷煤柱,造成可采煤炭资源浪费。同时,1206 胶带顺槽除受上一工作面超前采动及滞后采空区覆岩运动影响外,还会遭受本工作面超前采动影响,导致受采动影响阶段巷道围岩变形破坏严重,复修频率高,严重威胁着矿井的安全生产。为此,需要开展护巷煤柱合理宽度确定及动压巷道支护方法研究,以提高矿井采出率与保障动压巷道的稳定,实现矿山安全高效开采。1工作面概况李家楼煤业 1206 工作面井下标高 770 860 m,埋深 260 330 m,其 南面为 1204 工 作 面,北 面 为1208 工作面,东面为井田边界,西 面为轨道下 山。1206 工作面开采 2 号煤层,煤层平均厚 2.5 m,倾角7,工作面长 187 m,走向长度 1 114 m,采用走向长壁综采一次采全高采煤方法,采高 2.8 m,全部垮落法管理顶板,采用综合机械化回采工艺回采。煤层顶底板情况见表 1.表 1煤层顶底板情况表名称岩性厚度/m岩性特征基本顶细砂岩1.6灰白色直接顶砂质泥岩4.5灰黑色性脆 X 节理发育直接底细砂岩0.8灰白色坚硬基本底砂质泥页岩1.4灰黑色性脆 1206 胶带顺槽布置在 2#煤层中,北侧为 1206 工作面,南 侧 为 1204 回 风 顺 槽,间 距 25 m.巷 道 长1 558 m,宽 4.5 m,高 3.0 m,采用锚杆+锚索+铁丝菱形网联合支护。目前,1204 工作面从 1 500 m 回采至1 100 m,已回采 400 m,1 100 m 至 800 m 为保护煤柱。因此,1206 胶 带巷道会受 到本 工 作 面 及 临 近1204 工作面的采动影响。1206 胶带顺槽断面为 4.5 m3 m 矩形断面,顶板采用 18 mm2 000 mm 螺纹钢锚杆,顶锚杆间排距为 1 000 mm900 mm,在锚杆支护的基础上加打17.8 mm5 500 mm 钢绞线锚索进行支护,顶锚索间排 距 为 1 800 mm 1 800 mm;巷 道 南 帮 采 用16 mm1 600 mm 麻花式金属杆体树脂锚杆,巷道北帮采用 20 mm1 800 mm 玻璃钢锚杆。经现场调研发现,受采动影响阶段(1 1001 500 m)的 1206 胶带顺槽围岩变形破坏严重,顶板下沉量为 415 mm,底板底鼓量为 260 mm,煤柱帮移近量为 451 mm,实体煤帮移近量为 310 mm,动压巷道主要以顶板及煤柱帮变形破坏为主。工作面布置及动压巷道破坏位置见图 1.图 11206 工作面布置及 1206 胶带巷道破坏位置图2护巷煤柱合理宽度确定2.1煤柱合理宽度理论计算合理的煤柱宽度是确定沿空巷道位置的关键,既要保证煤炭采出率最大化又要保证巷道围岩稳定性。合理的小煤柱宽度 B 理论计算式见式(1)7:B=X1+X2+X3(1)式中:X1为靠采空区侧煤体塑性区宽度,m;X2为巷道侧锚杆有效长度,m,取 2.0;X3为煤柱有效承载厚度,m.X1=MA2tanlnKH+CtanCtan+PZA(2)式中:M 为采高,m,取 2.8;A 为侧压系数,取 0.22;C为内 聚 力,MPa,取 1.58;为 内 摩 擦 角,(),取31.7;K 为应力集中系数,取 2.0;H 为煤层埋深,m,取 300;Pz为对煤帮支护阻力,MPa,取 0.15;为岩层平均容重,kN/m3,取 26.计算得,X1=3.90 m,煤柱有效承载厚度 X3=0.35(X1+X2),计算得 X3=2.07 m,将相关参数带入式(1)计算可知,2 号煤层窄煤柱的理论宽度 B 应不小于 8.0 m.2.2煤柱合理宽度数值模拟分析1)数值模拟方案。为进一步确定留设小煤柱的合理宽度,根据理论计算结果,分别建立 6 m、8 m、10 m、12 m 的模拟方案,分析巷道切顶后不同宽度条件下煤柱塑性区分布、应 力 分 布 及 巷 道 围 岩 变 形 规 律,具 体 为 在1206 工作面开采工作完成后留不同宽度煤柱沿其右边界掘进 1208 运输顺槽,模型尺寸为长 300 m宽 250 m高 150 m,模型底部及四周进行位移约束,上部施加载荷等效上覆岩层自重,煤岩体力学参数见表 2.表 2煤岩体力学参数表岩石名称层厚/m容重/(kg m-3)抗压强度/MPa抗拉强度/MPa弹性模量/MPa泊松比内聚力/MPa内摩擦角/()细砂岩1.62 23555.644.787 1260.226.6037.42砂质泥岩5.02 12645.592.156 6860.242.4128.362 号煤2.81 3256.520.981 2560.261.5727.63细砂岩0.92 22852.186.846 4180.236.6042.31砂质泥岩1.62 11239.665.742 8770.242.9134.95 2)模拟结果。a)不同宽度煤柱塑性区分析。不同宽度煤柱时的巷道围岩塑性区云图见图 2.由图 2 可以看出,随着煤柱宽度的增加,煤柱塑性区81山 西 焦 煤 科 技2023 年第 7 期范围逐渐减小。当煤柱宽度为 6 m 时,煤柱中部出现小范围的弹性区,但绝大部分仍为塑性区,说明煤柱支撑能力极低;当煤柱增至 8 m 时,煤柱中部出现 34 m 弹性区,弹性区面积为 9.5 m2,占煤柱总面积的39.6%,而塑性区的面积为 14.5 m2,占煤柱总面积的60.4%,说明煤柱有一定支撑能力,但支撑能力较弱;当煤柱宽度为 10 m 时,弹性区面积为 18.75 m2,占煤柱总面积的 62.5%.而塑性区的面积为 11.25 m2,占煤柱总面积的 37.5%,弹性区面积大于 50%,说明煤柱有较好的支撑能力;当煤柱宽度为 12 m 时,煤柱弹性区的面积为 23.5 m2,占煤柱总面积的 65.3%,而塑性区的面积为 12.5 m2,占煤柱总面积的 34.7%,说明煤柱支撑能力较强。综合分析,煤柱宽度在 10 m以上时,弹性区面积大于 50%,已具有一定的稳定性,且支撑能力较强,同时能够有效隔绝采空区。图 2不同宽度煤柱围岩塑性区分布图b)不同宽度煤柱垂直应力分布。不同宽度煤柱的围岩垂直应力分布情况见图 3.由图 3 可以看出,随着煤柱宽度的增大,煤柱上的应力峰值逐渐远离 1208 运输顺槽,且呈先增大后减小的趋势。煤柱宽度为 6 m、8 m、10 m 与 12 m 时的应力峰 值 依 次 为 13.2 MPa、15.9 MPa、15.4 MPa 和15.0 MPa,应力集中系数依次为 1.66、2.12、2.05 和2.0.1208 运输顺槽实体煤一侧的应力峰值呈先快速增大后逐渐减小至稳定的趋势,且随着煤柱宽度的增大,应力峰值逐渐减小。煤柱宽度为 6 m、8 m、10 m和 12 m 时的应力峰值依次为 16.2 MPa、15.8 MPa、15.2 MPa 和 14.5 MPa,应力集中系数依次为 2.15、2.11、2.03 和 1.93.图 3不同宽度煤柱围岩垂直应力分布图c)不同宽度煤柱位移分布。不同煤柱宽度时 1208 运输顺槽的位移分布情况见图 4,图 5.可以看出,随着煤柱宽度的增加,巷道围岩变形均呈现非对称性,巷道底板及煤柱帮变形相对较大,顶板及实体煤帮变形相对较小。随着煤柱宽度的增加,巷道底鼓量与顶板下沉量逐渐减小,当煤912023 年第 7 期高飞:综采工作面动压巷道煤柱宽度优化及支护方法研究柱宽度分别为 6 m、8 m、10 m 和 12 m 时,巷道底鼓量分别为 173 mm、136 mm、113 mm 与 93 mm;顶板下沉量分别为 401 mm、373 mm、293 mm 与 273 mm.随着煤柱宽度的增加,煤柱帮移近量与实体煤帮移近量逐渐减小,当煤柱宽度分别为 6 m、8 m、10 m 和 12 m时,煤柱帮移近量分别为 423 mm、378 mm、315 mm 与299 mm;实体煤帮移近量 284 mm、249 mm、218 mm与 183 mm.图 4不同宽度煤柱巷道垂直位移分布图综上,根据不同煤柱宽度下巷道围岩的塑性区分布、应力分布和围岩变形规律,考虑到李家楼煤业的2 号煤层为高瓦斯煤层,过窄的煤柱裂隙发育漏风较大,同时考虑煤炭资源的高效回收,最终确定 1208 工作面运输顺槽所留煤柱的宽度为 10 m,在此基础上还需要对动压巷道实施加强支护,以保证工作面巷道的稳定。3动压巷道加强支护方法3.1顶板支护动压巷道顶板采用“锚杆+金属网+W 钢带+锚索”补强联合支护。顶锚杆采用 22 mm2 400 mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,每排布置 6 根,间排距为 800 mm900 mm,靠近帮的距离 250 mm,靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与垂线成 15角(朝向巷外),中部 4 根锚杆与顶板垂直。W 钢带采用宽度250 mm、厚度 2.75 mm、长度 4 300 mm 的钢带压网。巷道顶部铺设 2.6 mm 勾花菱形铁丝网,网片规格1 100 mm10 000 mm,网片搭接长度为 100 mm,用16#铁丝每 200 mm 绑扎一道。图 5不同宽度煤柱巷道水平位移分布图锚索采用 21.8 mm6 500 mm 的 119 股高强度低 松 弛 预 应 力 钢 绞 线,每 排 3 根 锚 索,间 距1 400 mm,分 别 距 煤 柱 帮 500 mm,距 回 采 帮1 200 mm,排距 1 800 mm.锚索均垂直巷道顶板,锚固长度为 2.66 m,锚索预紧力不低于 180 kN.锚索须采取防破断弹射措施,防止锚索崩断伤人及损坏设备。3.2两帮支护两帮采用“锚杆+金属网+钢筋梯子梁+煤柱帮锚索”补强联合支护。帮锚杆采用 22 mm2 400 mm高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆,每排 4 根锚杆,间排距为 850 mm900 mm.起锚高度 250 mm,靠近顶板02山 西 焦 煤 科 技2023 年第 7 期的一根帮锚杆距顶板 200 mm.帮上部角锚杆与水平线呈 15(仰角),帮下部角锚杆与水平线呈 15(俯角),中间的 2 根锚杆与巷帮垂直布置。在安装锚杆的位置焊接两道纵筋,纵筋间距 100 mm,以便安装锚杆,钢带压网。巷道帮部铺设 2.6 mm 勾花菱形铁丝网,网片规格 1 100 mm10 000 mm,网片搭接长度为 100 mm,用 16#铁丝每 200 mm 绑扎一道,动压巷道加强支护断面见图 6.图 6动压巷道加强支护断面图4现场实践效果分析李家楼煤业 1206 工作面留设小煤柱后,可多回收 15 m 区段护巷煤柱,提高矿井采出率,延长了矿井服务年限,新增产值达 2 395 万元,经济效益显著。采用动压巷道补强支护方法在现场进行实施,加强支护前后巷道变形监测结果见图 7.图 7动压巷道加强支护前后变形监测结果图由图 7 可以看出,对动压巷道实施加强支护后,巷道整体变形得到 有效控制,巷 道 顶 板 下 沉 量 为168 mm,底 鼓 量 达 236 mm,煤 柱 帮 移 近 量 达313 mm,实体煤帮移近量达 185 mm.与实施前相比,122023 年第 7 期高飞:综采工作面动压巷道煤柱宽度优化及支护方法研究动压 巷 道 顶 板 下 沉 量 降 低 35.4%、底 鼓 量 降 低43.1%、煤柱帮移近量降低 30.4%、实体煤帮移近量降低 40.3%.5结语1)通过现场调查,1206 动压巷道围岩变形破坏严重,顶板下沉量达 415 mm,底鼓量达 260 mm,煤柱帮移近量达 451 mm,实体煤帮移近量达 310 mm,动压巷道主要以顶板及煤柱帮变形破坏为主,需对动压巷道采取加强支护。2)通过数值模拟分析,当煤柱宽度为 10 m 时,弹性区面积大于 50%,支撑能力较强,能够有效隔绝采空区,巷道整体变形均在可控范围内。结合理论分析结果,确定合理煤柱宽度为 10 m,多回收 15 m 区段护巷煤柱,新增产值达 2 395 万元,经济效益显著。3)提出了动压巷道顶板采用锚杆+金属网+W钢带+锚索联合支护,两帮采用锚杆+金属网+钢筋梯子梁+煤柱帮锚索联合支护方法。通过现场实践,动压巷道顶板下沉量降低 35.4%、底鼓量降低 43.1%、煤柱帮移近 量降低 30.4%、实体煤帮移近 量 降 低40.3%,巷道稳定性控制效果良好。实践结果表明,研究提出的留设小煤柱与动压巷道加强支护方法在现场取得了良好的实践效果。参考文献1王琦,宋选民,王仲伦,等.特厚煤层区段煤柱合理宽度研究及巷道支护优化J.中国矿业,2021,30(12):112-120.2王立伟.雄山矿 15#煤层工作面煤柱留设宽度模拟分析J.江西煤炭科技,2023(1):61-63.3段龙.2-508 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页)通讯技术实现了矿用铰接式车辆四轮独立驱动控制方案,完成矿用铰接式车辆的运行及驱动模式设计、变频控制方案设计、转向控制方案设计以及数据处理监控平台设计,提升了车辆控制系统的实时性和适用性。矿用铰接式车辆控制系统在厂内的试验结果证明了设计的四轮独立驱动控制方案的正确性和有效性,满足了车辆安全、高效、稳定运行的要求。参考文献1杨众,贾小平,于魁龙,等.铰接式车体应用及研究现状概述J.农业装备与车辆工程,2015,53(9):21-25.2白国星,罗维东,刘立,等.矿用铰接式车辆路径跟踪控制研究现状与进展J.工程科学学报,2021,43(2):193-204.3唐自强,龚贤武,赵轩,等.分布式驱动汽车自适应差速仿真研究J.合肥工业大学学报(自然科学版),2017,40(10):1320-1325.4杜佳霖,胡勇.煤矿用纯电动铰接车辆驱动控制系统研究J.煤炭工程,2022,54(2):177-180.5高琪,王春燕.四轮驱动汽车转向状态下的横向稳定性控制研究J.重庆理工大学学报(自然科学),2019,33(8):16-21,37.6李婷婷,杨世文,武仲斌.全轮驱动铰接车稳定转向控制策略研究J.煤矿机械,2021,42(10):66-69.7邵长江,杨坤,王杰,等.轮毂电机式三轴纯电动铰接客车扭矩优化分配控制策略研究J.机械科学与技术,2022,41(8):1261-1269.8张君.双桥独立驱动铰接车辆牵引力控制策略研究J.重庆理工大学学报(自然科学),2019,33(1):32-39.9布朋生.基于有限状态机的变频器启动控制原理分析与实现J.矿山机械,2018,46(12):50-53.10徐兴,陈特,陈龙,等.分布式驱动电动汽车转矩节能优化分配J.中国公路学报,2018,31(5):183-190.11李庆望,张缓缓,严帅.四轮独立驱动电动汽车单轮失效稳定性控制J.控制工程,2021(1):155-163.12熊会元,何山,查鸿山,等.双轴驱动纯电动汽车驱动转矩的分配控制策略 J.华南理工大学学报(自 然科学版),2018,46(11):117-124.13赵远.铰接式混凝土搅拌车搅拌机制和动力学特性研究D.太原:太原理工大学,2019.14鲁秀龙,程浩,赵建伟.矿用自卸车电传动系统组合试验技术研究J.矿山机械,2020,48(4):13-18.22山 西 焦 煤 科 技2023 年第 7 期