工作面煤巷支护状况监测及优化研究
2021-05-19侯志鹏
侯志鹏
(山西高平科兴牛山煤业有限公司, 山西 高平 048400)
引言
综采工作面的回采巷道为整个矿井的重要组成部分,巷道的安全性在很大程度上受制于其所采用的支护方案,进而影响整个矿井的生产效率和安全性。众所周知,煤巷在最初的支护设计均是在勘探的基础上完成的,而勘探结果与实际煤巷情况存在一定的差距,进而导致煤巷支护存在欠支护或过支护的状态,造成工作面的安全性减弱或支护材料的浪费[1]。因此,需加强对煤巷支护状况的监测,并根据监测结果实时、有效地对支护参数进行优化,以确保煤巷的真正的安全性。
1 工程概况
牛山煤矿开采方式为地下开采,生产规模120万t/a,有效期限为24a,可开采煤层为3#—15#煤。井田内可采煤层为 3、9、15 号煤层,3、9、15 号均为全区稳定可采煤层,其中3 号煤为井田内主要的可采煤层,位于山西组的下部,井田四周均有风化剥蚀。煤层厚 0~9.17 m,平均 5.71 m,含夹矸 0~3 层,一般0~2 层,结构简单,为全井田稳定可采煤层。经探测可知,3 号煤层所属工作面的首采面回风顺槽的顶底板情况如表1 所示。
根据晋科司发[2018]625 号文《山西科兴能源发展有限公司关于2018 年度矿井瓦斯等级鉴定审查结果的通知》:该矿瓦斯绝对涌出量为5.68 m3/min,掘进最大绝对涌出量为0.25 m3/min,二氧化碳绝对涌出量为3.79 m3/min,批复为低瓦斯矿井。
2 煤巷支护状况的监测
为全面检查巷道锚杆支护的工作状态,监控巷道受到采动影响前后的状况,掌握围岩的变形规律,以确定巷道的稳定程度,以便及时采取相应的处理措施,并且通过监测来验证设计的合理性,检验支护质量,同时为修改设计提供科学依据[2]。为此,设计矿压观测断面,并对煤巷顶板离层量、深部位移以及锚杆和锚索的工作载荷进行监测。支护现状:所选顶锚杆的直径为18 mm,长度为2 600 mm,锚杆间距为1 200 mm,排间距为1 200 mm,每排锚杆的数量为5根,锚杆类型为左旋无纵筋螺纹锚杆;所选帮锚杆的直径为18 mm,长度为2 100 mm,锚杆间距为1 000 mm,排间距为1 200 mm,每排锚杆的数量为4根,锚杆类型为玻璃锚杆。
表1 3 号煤层工作面顶底板情况
2.1 监测方案的设计
根据现场围岩变形情况每50~60 m 设一处测站(为监测断层附近或特殊围岩条件的巷道变形,观测断面间距可以适当扩大和缩小),观测点应在巷道掘出后及时布设,顶板离层观测每30~50 m 在巷道顶板中部设一离层指示仪。
顶板离层监测方案:采用顶板离层仪和钻孔窥视仪进行观测,钻孔窥视仪可以直接观察7 m 深钻孔的岩层结构、层理、各类弱面和离层情况。
深部位移监测方案:巷道围岩深部位移观测采用深基点位移计进行观测,每个测面安设1 个深基点位移计。安设当天进行第一次测量,以后每天观测一次,一个月后3 d 观测一次。
锚杆锚索工作载荷监测方案:本测试采用锚杆、锚索应力计进行。使用时,首先将压力盒套在锚杆、锚索托盘和外锚头的螺母之间,然后紧固螺母,对锚杆、锚索施加预应力,记录下压力盒指示的初始值,此后,每天量测一次,在采煤工作面推进至距顶板锚杆应力计20 m 的范围内后,要加强观测,发现异常及时汇报。每个测站选择两根锚杆、锚索布置两个应力计[3]。
2.2 煤巷支护状况监测结果分析
2.2.1 顶板离层量的监测
根据上述的监测方案进行布置,所得的监测结果如图1 所示。
图1 顶板离层量监测结果
如图1 所示,所设计的7 m 钻孔中分别距离煤壁为 0.5 m、1 m、1.5 m、2 m、2.5 m、3 m、3.5 m、4 m、4.5 m、5 m、5.5 m、6 m、6.5 m 以及 7 m 的离层量进行监测。分析图1 可知,当距离工作面越远时顶板几乎不受采动的影响,最大离层量为2 mm;但是,当距离工作面的距离小于50 m 时,顶板的下车速度明显增加,且距离煤壁越远离层量越大,最大离层量可达22 mm。
2.2.2 深部位移的监测
根据上述方案进行布置,所得深部位移的监测结果如图2 所示。
图2 煤巷深部位移监测结果
如图1 所示,当距离回采工作面大于53 m 时,其顶板下沉量和两帮位移量变化范围较小,可认为在距离回采工作面53 m 以外的工作面处于稳定状态;当距离回采工作面小于53 m,即越靠近工作面,顶板下沉和两帮变形越严重,其中顶板的最大下沉量可达30 mm,两帮最大变形量可达38 mm。
2.2.3 锚杆工作载荷的监测
根据上述方案进行布置,所得锚杆的工作载荷监测结果如表2 所示。
如表2 所示,目前支护方式下锚杆锚固力达不到设计要求,及锚杆支护的效果较差。
表2 锚杆工作载荷监测结果 kN
3 煤巷支护状况的优化
结合“2”中对工作面支护状况的监测结果需对锚杆和锚索支护参数进行重新设计[4]。采用理论计算手段结合首采回风顺槽的实际情况实现对煤巷支护状况的优化,优化后的支护效果如图3 所示。对煤巷支护优化后的具体参数如下:
图3 煤巷支护的优化示意图(单位:mm)
1)针对顶板支护采用锚杆与锚索的联合支护方式。其中,顶锚杆的直径为22 mm,锚杆长度为2 400 mm,锚杆类型为左旋螺纹钢高强锚杆,锚杆间距为1 150 mm,锚杆排间距为1 000 mm,每排锚杆的数量为5 根;采用加长树脂锚固剂(K2335 和Z2360)对锚杆进行锚固,保证钻孔的直径不大于30 mm;要求锚杆的预紧力大于300 N·m[5];为保证锚杆的支护效果,在上述基础上增加规格尺寸为100 mm×100 mm 的钢筋网,总长度为5.2 m,宽度为1.5 m。锚索的直径为17.8 mm,长度为6 300 mm,锚索间距为2 300 mm,锚索排间距为2 000 mm;采用1 卷K2335 和2 卷Z2360 树脂锚固剂对锚索进行锚固,要求锚索预紧力大于300 kN。
2)针对两帮支护采用锚杆支护方式。其中,顶锚杆的直径为22 mm,锚杆长度为2 400 mm,锚杆类型为左旋螺纹钢高强锚杆(煤柱帮)和玻璃锚杆(开采帮),锚杆间距为1 100 mm,锚杆排间距为1 000 mm,每排锚杆的数量为4 根;采用Z2360 锚固剂对锚杆进行锚固,保证钻孔的直径不大于30 mm;要求锚杆的预紧力大于300 N·m;为保证锚杆的支护效果,在上述基础上增加规格尺寸为100 mm×100 mm的钢筋网,总长度为4.1 m,宽度为1.5 m。
4 结语
一直以来,综采工作面的支护效果直接决定煤矿生产安全性和效率。在实际开采或掘进中,巷道的支护状态处于动态变化范围,需定期对煤巷的支护状况进行监测,并结合煤巷最新的地质、水文等条件对支护参数进行优化设计,以保证综采工作面的安全、高效生产。