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马兰矿大断面准备巷道围岩破坏与支护分析.pdf

1、2023年第3 期江西煤炭科技77马兰矿大断面准备巷道围岩破坏与支护分析高志龙(山西西山煤电股份有限公司马兰矿,山西古交0 3 0 2 0 5)摘要:马兰矿南一下组煤采区准备巷道在掘进期间围岩变形速度快、持续时间长;为更加有效地控制围岩变形破坏,综合运用矿压监测、实地调研、数值模拟等手段进行分析,并拟定了锚网索喷优化支护方案;通过模拟研究原有支护及优化支护条件下塑性区分布、围岩变形特征,预测优化支护方案的围岩控制效果;在集中回风巷新掘段,巷道围岩表面变形量已经大幅下降;该支护方案能够有力保障矿井的生产安全和效率。关键词:厚煤层;大断面巷道;锚网喷;数值模拟中图分类号:TD353Analysis

2、 of Surrounding Rock Failure and Support of Large-section Preparing Roadway in Malan CollieryAbstract:In view of high speed and long duration of surrounding rock deformation in driving period in preparing roadway ofSouth lower group coal mining area of Malan Colliery,the author proposes the optimiza

3、tion support with bolt-mesh-cableshotcreting by means of mining pressure monitoring,field investigation and numerical simulation,whose effects of surroundingrock control can be predicted through simulation study on the plastic zone distribution,surrounding rock deformationcharacteristics under the o

4、riginal and optimization support condition,ensuring the production safety and efficiency of mine.Key words:thick coal seam;large-section roadway;bolt-mesh-cable shotcreting;numerical simulation1工程概况西山煤电集团马兰矿位于古交市,现阶段回采石炭系太原组8#煤层,属稳定可采厚煤层,其结构复杂,中上部含一层稳定夹研,厚度0.0 50.33m,平均厚度0.2 0 m,中下部含一层不稳定夹研,厚度0.0 50

5、.2 0 m。8#煤层厚度3.8 0 4.80m,平均4.43 m,结构1.2 0(0.2 0)3.0 3,普氏硬度2.0。南一下组煤采区(以下简称采区)为8煤层的首采区,走向长为2 0 0 0 3 2 50 m,平均表1顶底板岩岩性特征顶板名称顶底岩性厚度/m灰白色,致密坚硬,成分以石英8.40-1.98为主,分选性差,下部缓波状层老顶S5砂岩粉砂质2.300.00直接顶理发育,局部受古河流冲刷影泥岩0.70直接底粉砂岩1.00老底中细砂岩6.20文献标识码:AGao Zhilong(Malan Colliery,Shanxi Xishan Coal&Electricity Co.,Ltd.

6、,Gujiao,Shanxi 030205)2600m,倾斜长为8 50 2 3 7 5m,平均16 0 0 m,采区面积为4.8 6 km,采区内沿8 煤底板施工一条集中皮带巷、一条集中轨道巷及一条采区集中回风巷,各集中巷间煤柱宽2 0 m,采区内布置一个变电所。煤层顶底板岩性特征如表1所示。2巷道破坏特征该采区的三条准备巷道原设计采用锚网支护,掘巷早期,巷道表面多处出现较明显的变形现象。为保障掘巷阶段的施工安全并为后续支护方案改进提供参考,巷道掘巷阶段设置测站监测围岩性特征岩变形规律11,测站间距为50 m,每间隔5天进行一次现场实测。通过为期18 0 天的测量与记录,整理理发育。顶面局部

7、发育一层厚100015.670.3m的砂质泥岩,普氏硬度6.5。深灰色,含黄铁矿结核,水平层响缺失,普氏硬度5.0 0。灰黑色,块状结构,含植物根茎化石,普氏硬度6.2。灰白色,泥质胶结,成分以长石为主,水平层理发育,下部为条带状。普氏硬度5.9。文章编号:10 0 6-2 57 2 2 0 2 3)0 3-0 0 7 7-0 38006004002000(a)集中回风巷里程3 0 0 m围岩变形曲线:底胶量两桥移近量顶底板移近量2040608010012014016018078江西煤炭科技2023年第3 期d226300mm钢技线800(b)顶板冒顶实况图1巷道围岩现场实况得到巷道表面位移量

8、变化曲线,以集中回风巷里程10 0 m处测点为例,其围岩变形曲线如图1(a)所示,围岩典型破坏实况如图1(b)所示。根据集中回风巷表面变形曲线分析可得,开挖支护后,巷道断面快速收敛变形,前期变形速率较快且持续时间长,顶底板变形持续了约8 0天,两帮变形持续了约50 天;之后围岩变形速率较小,此时两帮移近量已达7 3 0.5mm,底鼓量达410.9mm,顶板下沉量达50 2.4mm,围岩整体变形严重。结合现场调研情况,巷道变形形式主要有顶板下沉甚至冒落、两帮内鼓严重、底鼓严重,尤其是巷交叉点,围岩变形更为剧烈综上可知,现有支护已无法满足采区准备巷道控制围岩变形的要求,巷道过渡变形影响工作环境与正

9、常生产,函需更为合理有效的支护手段。3巷道支护模拟分析3.1支护方案优化采区集中回风巷原支护手段为锚网喷,巷道围岩表现为整体失稳,表面原有支护存在支护强度不足的问题,因此需设计支护强度更高、锚固预紧力更大的方案,原支护方案如图2(a)所示,锚杆规格20mm3000mm,间排距0.8 m,混凝土喷层厚150 mm。优化设计方案如图2(b)所示,锚杆布42004500(b)优化设计方案图2原支护方案及优化方案置方式不变,锚杆预紧力为3 0 0 kN,在锚杆之间布置锚索,间排距1.6 m,长度6.3 m。3.2支护模拟分析应用有限元分析软件FLAC3D分析不同支护方式的围岩控制效果2 ,用以指导工程

10、实践。根据采区各岩层岩石力学特征,采用Mohr-Coulomb本构模型建立三维模型3-41,在上述两种方案条件下分别进行模拟计算,得到两种方案条件下巷道围岩塑性区分布、垂直位移分布如图3 所示。FLAC3D6.00Lone State ByAverngesnearFLAC3D6.00(a)原支护方案塑性区分布(b)优化设计方案塑性区分布2018FLAC3D6.00800巷道中心线42004500(a)原支护方案(c)原支护垂直位移2023年第3 期FLAC3D6.00江西煤炭科技卫800钢筋梯子梁160079.4200O1008豆(d)优化支护垂直位移22+6300h图3 数值模拟分析结果销纹

11、鲜从图(3)可以知道,不同支护方案下巷道的塑性区范围差别很大,塑性区越大证明支护效果越800差。在原支护状态下的塑性区比较大,每个单元网格宽高约为3 0 0 mm,两帮塑性区发育深度达到420045002.8m,已超出锚杆有效支护范围,底角处围岩塑性破坏深度可达5.0 m,顶板破坏深度1.2 m,巷道围岩整体松动破坏范围较大,不利于巷道整体的稳定与支护。而优化方案两帮破坏深度1.2 m,较原方案减小了57.1%,顶板破坏深度0.6 m,较原方案减小了50%,底板塑性区最大深度0.7 m,相对于原支护方案减小8 6%,说明优化方案对巷道围岩起到了更好的支护作用。根据图3(c)与(d)所示巷道垂直

12、位移变化规律可知,顶底板垂直位移随着远离巷道中心渐渐减小,并且降低的速率越来越缓慢,最后趋于稳定直到零位移,其中位移的最大值出现在巷道顶板的右上方和底板的左下方。优化支护方案与原支护状态相比,顶板中部下沉量从原来的6 7 4.5mm减少到119.9 mm,减少了8 2.2%,底板底鼓量减少了90.5%,巷道围岩垂直位移量显著减小;同理,通过观察巷道水平位移模拟结果,两帮的内移量下降了约8 5%。总体而言,优化方案控制巷道表面位移时的效果显著。4支护方案与应用效果4.1集中回风巷支护详情针对采区集中准备巷支护问题,结合原有支护条件下巷道矿压特征及数值模拟分析结果,设计采区准备巷道新掘段支护方案:

13、顶锚索规格22mm6300mm,顶板及两帮采用6#钢筋网护表,搭接长度为2 0 0 mm,用14铁丝双丝双扣,双排隔孔相连,扭结三圈以上;表面喷层采用C20混凝土,喷层厚度150 mm;底板硬化,硬化厚度为100mm,锚杆、锚索支护如图4所示。W钢护板800图4集中回风巷新掘段支护详情4.2围岩控制效果分析为掌握采区集中准备巷采用优化支护方案围岩控制效果及围岩变形破坏规律,需要通过矿压监测获得准确的现场数据,并为后期的巷道支护参数优化提供理论指导,故需要在巷道试验段内布置矿压监测测点及安装矿压仪器。以集中回风巷新掘段为例,其围岩变形规律如图5所示,巷道顶板及两帮变形集中在前6 0 天内,8 0

14、 天后顶板及两帮围岩基本稳定,底板底鼓量缓慢增大,顶底板移近量最大值10 8 mm,两帮移近量8 2 mm,底板底鼓51mm,巷道围岩控制效果较原支护明显好转,围岩变形量减少7 5%以上,可保证井下工作安全和正常的生产效率。1501125100755025002040 6080100120140160180观测天数(d)图5优化支护方案条件下围岩变形曲线底胶帮移近顶底板移近(下转8 2 页)82(2)检查准备。包括检查充填管路阀门、充填管路连接情况等,为充填作业做准备。(3)膏体充填阶段。工序为管道充水煤泥浆推水研石浆推煤泥浆正常(轮流)充填。(4)煤泥浆推研石浆。当充填砰石浆达到设定充填量之

15、后,配制少量的煤泥浆,将砰石浆推出管路,确保管路清洗时,清洗水不与研石浆混合。(5)水推煤泥浆。当煤泥浆量能够确保将研石浆全部排出管路后,向料浆斗中放入清水,当工作面见到煤泥浆时,关闭所有布料管闸阀,打开工作面管闸阀,通过排水管路,将管路清洗水排入排水巷。(6)压风推水管道清洗。排水管排出清水后,停止泵送清水,利用压风把管路内的清水及其它遗留大颗粒吹出充填管,完成管道清洗工作。3结语针对营山煤矿9号煤层开采技术条件,对9号煤层采用膏体充填开采技术可行性进行了初步研究,解决3 号煤和9号煤研石处理难题,减轻矿井环保压力,为后续9 号煤层的绿色安全开采提供参考。在后续开采过程中应制定详细的技术措施

16、,如尽可能让膏体接顶,最大限度地消化研石,保证充填体支撑力满足有关要求,强化采煤班组与充填江西煤炭科技班组的协同作业培训,提高采充作业人员素质等,同时开展充填体或煤柱应力、应变监测,掌握充填体受力变形过程与规律,为优化充填参数,科学预测充填开采后地表变形,科学评价充填开采效果提供第一手资料依据。参考文献:1刘建功,李新旺,何团.我国煤矿充填开采应用现状与发展J.北京:煤炭学报,2 0 2 0,45(1):141-150.2胡炳南.我国煤矿充填开采技术及其发展趋势J.北京:煤炭科学技术,2 0 12,40(11):1-5,18.3刘建功,赵庆彪.煤矿充填开采理论与技术M.北京:煤炭工业出版社,2

17、 0 16.4】王国法.煤炭安全高效绿色开采技术与装备的创新和发展J.北京:煤矿开采,2 0 13,18(5):1-5.5】钱鸣高,许家林,王家臣.再论煤炭的科学开采J.北京:煤炭学报,2 0 18,43(1):1-13.6杨胜利,白亚光,李佳.煤矿充填开采的现状综合分析与展望J.北京:煤炭工程,2 0 13,45(10):4-6,10.作者简介:王杰(1990 一),男,山西长治人,2 0 15年毕业于重庆大学采矿工程专业,工程师(采矿专业),现任职于山西兰花集团营山煤矿有限公司。收稿日期:2 0 2 2-0 7-3 02023年第3 期编辑:彭呈喜(上接7 9 页)参考文献:5结论1】姚敏

18、.采动影响下煤层上山巷道支护技术探讨J.内蒙古石油化工,2 0 19,45(11):10 0-10 1.1)通过对采区集中回风巷表面变形监测及现2宋成义.河南陈四楼煤矿二十采区准备巷道优化布置方场调研,在原锚网喷支护条件下巷道围岩变形破案J.现代矿业,2 0 18,3 4(2):49-52.坏严重,现有支护无法有效控制围岩的失稳。3刘记强,李春平,董金法.上海庙矿区复合型软岩准备2)根据围岩变形破坏特征,该巷道拟定采用巷道支护方式优化技术研究J.内蒙古煤炭经济,2 0 17锚网索喷支护工艺来提高支护强度;模拟分析表(13):102-103,109.明,优化支护方案的巷道围岩塑性破坏区延伸深4】陈勇.锚杆支护在软弱顶板动压影响条件下的分析研究度显著减小,表面变形量减少8 0%以上,围岩控制J.水力采煤与管道运输,2 0 17(1):15-2 0.效果相对较好。3)集中回风巷新掘段,巷道围岩表面变形量已经大幅下降,新支护方案可保证井下工作安全和效率,也可为后续准备巷道支护借鉴参考。作者简介:高志龙(198 8 一),男,河南商城人,2 0 14年毕业于大同煤炭职业技术学院煤矿开采技术专业,助理工程师,现从事矿井煤与瓦斯突出防治等工作。收稿日期:2 0 2 2-0 9-12编辑:李永华

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