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综采沿空掘巷煤柱尺寸分析及支护技术

来源:网友投稿 时间:2023-07-01 16:25:03 推荐访问: 分析 分析与整改 分析中国饮食文化的层级结构及各层次特点

刘国忠

(山西煤炭运销集团吕梁有限公司,山西 孝义 032300)

煤炭为不可再生能源,提高煤炭资源回采率,不仅能够提升矿井经济效益,同时对我国的能源安全意义重大。无煤柱、小煤柱开采近年在各大矿区广泛开展,取得了良好的经济和社会效益[1-3]。

锦瑞煤业主采8 号煤层,厚度平均3.2 m,倾角0~8°,平均4°。8 号煤层一般无伪顶和直接顶(局部发育泥岩直接顶),基本顶岩性为L1 石灰岩,厚度平均5~10 m 左右;
底板岩性为泥岩和砂质泥岩互层,厚度平均4.50 m。8 号煤层上部47.17 m为5 号煤层,已采空,下部8.23 m 为9 号煤层,未开采。8107 综采工作面北部、西部均为矿井边界线,南部为8105 综采工作面,东部为8101 首采工作面。为提高矿井资源回收率,推广小煤柱开采技术,在8107 工作面运输顺槽采用小煤柱护巷,顺槽长741 m,巷宽5.2 m,巷高3.2 m。8107 面布置情况如图1。

图1 8107 工作面布置示意图(m)

2.1 煤柱宽度分析

护巷煤柱的最小宽度可采用极限平衡理论和弹塑性理论相结合进行计算[4-5],如图2 所示。护巷煤柱最小宽度B为:

图2 最小护巷煤柱宽度

式中:x1为上区段工作面开采在本煤柱中产生的塑性区宽度,m;
x2为巷道掘进塑性区半径,考虑15%的富裕,m;
x3为安全需要增加的煤柱宽度,x3=(0.15~0.35)(x1+x2)。

在采动应力作用下,煤柱边缘出现塑性破坏,其承载能力较小;
而深部煤体完整性好,承载能力较高,支承压力向深部转移。根据极限平衡理论,在煤柱内必然存在一个位置,煤柱承载能力和采动支承压力相当,则为极限平衡状态,由此可计算得到塑性区宽度x1为:

式中:m为上区段平巷高度,3 m;
α为煤层倾角,6°;
A为侧压系数,A=μ/(1-μ),μ为泊松比,取0.4;
k为应力集中系数,3.2;
H为埋深,300 m;
φ0为煤体内摩擦角,取20°;
C0为煤体粘结力,取3.43 MPa;
γ为岩层平均体积力,取25 kN/m3;
p0为上区段平巷支护结构对下帮的支护阻力,0.2 MPa。

代入式(2)计算得到:x1=2.16 m。

采用弹塑性理论,可确定巷道塑性区半径x2。

式中:R1为塑性区半径,m;
R0为井巷等效半径,2.4 m;
φ0为煤的内摩擦角,20°;
pi为留巷支护结构对上帮的支护阻力,0.2 MPa;
ST为原岩应力。

将数据代入式(3)和(4)得出:R1=2.78 m,x2=1.15(R1-R0)=0.207 m。由此计算得到B=2.722~3.195 m。结合工程经验,取8107 工作面沿空巷道的小煤柱宽度为6 m。

2.2 巷道支护设计

8107 工作面北部为矿界,共40 m 保护煤柱,另一侧已经采空;
其南面为正在回采的8105 面。在进行支护设计时,应考虑8107 工作面孤岛工作面的矿压,采用工程类比法,8107 面运输顺槽支护设计应在8105 运输顺槽的基础上加强支护。综合确定8107 面运输顺槽采用锚网索联合支护,巷道遇破碎带、构造等条件较差时,应增加支护强度,降低锚杆索间排距,并铺设顶板护表金属网(巷道支护如图3)。具体参数如下:

图3 8107 工作面运输顺槽支护设计图(mm)

(1)巷道顶板采用高强锚杆,直径20 mm,长2000 mm,间距1300 mm,排距为1000 mm;
采用2 根MSK2560 树脂锚固剂;
150 mm×150 mm×10 mm 平板托盘;
配套W220 钢带或Ф14 mm 钢筋梯;
预紧扭矩不低于400 N·m;
延伸率≥15%。

(2)巷帮锚杆型号参数与顶板一致,间距为900 mm,排距为1000 mm;
采用2 根MSK2560 树脂锚固剂;
钻头Ф28 mm;
150 mm×150 mm×10 mm 平板托盘;
配套W220 钢带或Ф14 mm 钢筋梯;
预紧扭矩不低于400 N·m;
延伸率≥15%。

(3)顶板采用直径18.9 mm、长6300 mm 锚索补强,掘进时锚索“三花”布置,间距1500 mm,排距2000 mm;
回采时在一根锚索处补打两根锚索,间距1500 mm,形成“五花”布置;
采用3 根MSK2560 树脂锚固剂;
300 mm×300 mm×16 mm 平板托盘;
预紧力不低于150 kN;
破断强度≥1770 MPa;
破断力≥300 kN;
延伸率≥3.5%。

(4)煤柱侧巷帮采用直径18.9 mm、长4300 mm 锚索补强,排距为2000 mm,与顶板垂距1600 mm;
采用3 根MSK2560 树脂锚固剂;
300 mm×300 mm×20 mm 平板托盘;
预紧力不低于150 kN;
破断强度≥1770 MPa;
破断力≥300 kN;
延伸率≥3.5%。

3.1 8105 工作面矿压规律

采用数值模拟对8105 工作面回采前后的矿压规律进行分析。

(1)8105 工作面回采前

8105 运输巷两侧矿压显著影响范围距离巷道壁0~15 m,最大值近似为巷道直径的2.9 倍,垂直应力峰值位置距巷道壁7 m 左右;
8105 工作面运输巷一侧的8107 面沿空巷区域,在8107 沿空巷开掘以前受8105 运输巷影响,该区域垂直应力为7.5~9.0 MPa,为原岩应力的1.04~1.23 倍。

(2)8105 工作面回采后

8105 工作面前方其运输巷道一侧的影响范围为18 m,工作面前方支承压力峰值位于工作面前方25 m 左右;
8105 回采面推进方向,距离回采面0~17 m 受回采面引起的超前支承压力影响较大,该范围内垂直应力介于7.3~18 MPa,靠近回采面3 m 范围内压力高达18 MPa;
17~47 m 范围内存在30 m 左右的低压区,压力范围6.0~7.2 MPa,最大降低幅度16.7%;
47 m 以外区域受回采面超前支承压力影响较小,应力场分布基本稳定,其应力垂直分量约为7.3 MPa;
8105 工作面上覆岩层随着工作面推进出现周期性垮落,覆岩逐渐稳定,上覆岩层对8107沿空巷道的影响逐渐减小,8105 工作面基本顶周期来压步距约20 m 左右,小煤柱应力最终稳定在18 MPa 左右。

3.2 未受采动影响沿空巷道矿压规律

数值分析可知:(1)8107 运输顺槽采用6 m宽护巷煤柱时,巷前垂直应力约为8 MPa,处于低应力区;
(2)8107 运输顺槽掘进对迎头前方20 m 范围的应力分布产生了影响,前方应力集中系数为1.2,迎头后方9 m 范围应力分布稳定,不受掘进影响;
(3)8107 运输顺槽掘进对回采侧巷帮影响范围为13 m,达到巷道宽度的2.5 倍;
(4)8107 运输顺槽未掘进时,小煤柱区域垂直应力约为8 MPa,巷道掘进后应力重新分布,小煤柱垂直应力约为12~13 MPa,垂直应力最大升高幅度为62.5%。如图4。

图4 沿空巷掘进头后方巷道断面竖直应力场分布

3.3 围岩控制效果

对沿空巷道围岩变形进行模拟分析,由静载荷引起的巷道水平位移和垂直位移净增量不超过50 mm。由此可见,采用该支护方案时巷道围岩变形较小,能够实现巷道围岩稳定。

8107 工作面运输顺槽掘进后,进行顶板离层、围岩变形以及围岩结构观测,局部区域由于煤体破碎、节理裂隙发育、巷道围岩变形相对较大,对巷道顶板进行了锚索补强,形成“四三”布置,并对破碎煤柱进行注浆加固。

为分析采动应力作用下小煤柱沿空巷道围岩稳定性,对8105 工作面回采期间沿空巷道顶底板移近量和两帮收缩量进行观测分析。采用6 m 宽护巷煤柱和以上支护参数,能够实现采动作用下沿空巷道围岩稳定,巷道顶底板最大移近量214 mm,两帮最大收缩量482 mm,满足巷道安全使用要求。

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