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特厚煤层综放面强采动巷道围岩控制技术研究

2023-08-24

山东煤炭科技 2023年7期
关键词:采动矿压强力

梁 超

(霍州煤电集团吕临能化有限公司庞庞塔煤矿,山西 吕梁 033200)

1 工程概况

霍州煤电集团庞庞塔煤矿9#煤层上距5#煤层40.90~56.15 m,平均50.63 m,煤层赋存稳定,结构复杂,含1~2 层夹矸,平均煤厚为11.8 m,煤层结 构 为4.5(0.3)1.8(0.3)2.8(0.7)1.40。9-301工作面呈一单斜构造,倾向为东西向,走向为南北向;煤层倾角12°~36°,平均24°。9-301 工作面北部为西区暗斜井系统,南部为井田边界,西部为正在回采的9-103 工作面,东部为9-700 工作面。各回采工作面巷道沿煤层底板布置,机采高度3.2 m,放煤厚度8.6 m,一采一放,采用单轮顺序放煤方式,采放比1:2.69。巷道掘巷支护方式为锚网索,超前支护方式为木垛配合单体液压支柱。工作面回采期间巷道表现为变形大、来压强烈、超前支护困难,超前支护阻力低、安装工序困难、耗时长,影响综放推进速度和效率。为保障9-301 工作面的安全高效生产,需对其巷道围岩控制技术展开研究。

2 回采巷道支护现状及矿压特征

2.1 回采巷道掘巷支护及超前支护措施

9#煤三采区采用双翼布置,9-301工作面和9-103工作面均布置在采区右翼,区段煤柱宽度为20 m。9-103 运输顺槽与9-301 运输顺槽掘巷断面、地质条件、应力环境相似,掘巷阶段均采用锚网索支护,断面宽×高=5.4 m×3.7 m。支护参数:顶部选用Ф22 mm×2500 mm 左旋螺纹钢高强锚杆,帮部选用Ф22 mm×2000 mm 左旋螺纹钢高强锚杆,锚杆间距900 mm、排距900 mm;顶部每2.7 m 布置一组Ф17.8 mm×8300 mm 锚索,一组三根。9-103 工作面回采期间,两侧回采巷道采用单体柱配合木垛进行补强支护,单体柱和木垛的布置根据顶板变形实际情况,变形较严重区域采用单体柱,变形异常严重区域采用木垛。

2.2 强采动巷道矿压特征

根据对9-103 运输顺槽变形特征的调研统计结果,经过数据处理得到采动期间矿压特征。巷道支护结构的典型破坏特征分布如图1(a),顶板锚索载荷的变化规律如图1(b)。巷道的强采动特征主要表现为:1)变形破坏范围大。一次采动影响后,在二次采动影响下,在调研的450 m 长度范围内,多处出现锚杆破断失效、钢带局部撕裂、锚索失效或松动等问题,巷道变形网兜现象严重,煤柱帮鼓帮严重,底板多处出现大裂缝,局部出现侧翻现象。整体来说,巷道矿压显现特征明显,支护结构破坏范围大。2)瞬时强载荷特征。9-103 工作面回采期间,9-103 运输顺槽内发生了4 次剧烈的来压现象,单体柱折损约700 根,木材料损失约2000 m3,超前支护材料折损严重。3)应力波动剧烈。本工作面开采期间,巷道围岩内超前支承压力波动较大,顶板中部和肩角锚索载荷均超过320 kN,超出锚索的屈服载荷,引发支护结构的失效及围岩大变形。

图1 9-103 运输顺槽矿压特征

2.3 现有支护存在的问题分析

根据9-103 运输顺槽矿压特征,总结其现有围岩控制方案主要存在以下问题:1)主动支护结构无让压功能,来压期间支护结构破坏明显。2)超前支护方式存在支护工序繁琐、适应性差、支护强度低等问题。采用单体柱与木垛配合的支护能力整体性、协调性差,木垛支护工序繁琐、施工效率低、初撑力低,影响超前支护的强度和刚度。顶板下沉时,木垛支承效果差,易发生歪斜扭曲,支护效果差。单体液压支柱稳定性差,受到水平方向的分力影响时,易折断、弯曲变形、倾斜。整体而言,庞庞塔矿强采动影响巷道急需一套支护强度高、稳定性好、工艺简单、低成本的围岩控制措施。

3 非对称强力支护技术设计

急增阻抗高偏载强力支柱具有安装简便、支撑强度高、适应性强、成本低等优点[1-2],其组成结构如图2(a)所示,受到外部载荷影响时可快速响应、急增阻,抗偏载性能强。设计采用该支护进行庞庞塔矿强采动巷道的超前支护。为研究强力支柱对强采动巷道的围岩控制效果,基于9-301 运输顺槽支护现状和地质条件,构建特厚煤层综放面强采动巷道支护模型。应用FLAC3D软件进行模型的创建,遵循莫尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则[3-4],三维数值模型如图2(c)所示。埋深510 m,原岩应力为12.25 MPa,巷道掘巷期间采用锚网索支护,本工作面回采期间增设强力支护补强支护,支柱布置在距煤柱侧帮0.9 m 处,间距0.9 m,所建支护后的巷道模型如图2(b)所示。

图2 支护方案及数值模型

监测无补强支护及强力支柱补强支护两个方案条件下超前本工作面20 m 处巷道表面变形数据如图3。无补强支护条件下,顶板中部发生剧烈的下沉,两帮中部出现剧烈的内移,顶板、区段煤柱帮、回采煤帮最大变形量分别为1.52 m、0.62 m、0.57 m,围岩变形严重;在采用急增阻抗高偏载强力支柱进行补强支护后,巷道表面变形明显变得平缓,顶板最大下沉量减小为0.49 m,降幅67.8%;区段煤柱帮、回采煤帮最大变形量分别为0.16 m、0.14 m,降幅分别为74.2%、75.4%。围岩变形量较无超前支护时显著降低,说明强力支柱超前支护效果良好。

图3 补强支护前后表面变形特征

4 应用效果分析

4.1 9-301 运输顺槽围岩控制方案

结合9-103运输顺槽矿压特征及支护方案问题,进行9-301 运输顺槽掘巷支护和超前支护方案的优化设计,如图4。顶部选用Ф22 mm×2500 mm 螺纹钢锚杆,帮部选用Ф22 mm×2000 mm 螺纹钢锚杆,间距900 mm、排距800 mm,锚杆增加耦合让均压装置;顶部每1.6 m 布置一组Ф21.8 mm 锚索,一组五根,中部三根长8.3 m,配套安装让压管,两侧肩角处长4.3 m,配套安装0.6 m 短节工字钢;底板加铺混凝土,厚200 mm。本工作面回采阶段安装急增阻抗高偏载强力支柱进行超前支护,支护长度约为工作面前方180 m 范围。

图4 9-301 运输顺槽围岩控制方案(mm)

4.2 应用效果分析

9-301 运输顺槽采用上述方案掘进期间,巷道断面平整、稳定,无明显的变形破坏。在本工作面回采阶段,围岩变形监测结果如图5。

图5 应用阶段矿压监测结果

分析可知,巷道围岩变形主要集中在工作面前方150 m 范围内,顶板最大下沉量334 mm,两帮最大移近量215 mm,整体变形量在允许范围内,强力支柱稳定性良好,无歪斜、弯折、钻底等问题。整体而言,有效控制强采动巷道围岩的破坏和大变形。

5 结语

以庞庞塔矿9-301 运输顺槽为例,探究更为有效的特厚煤层强采动巷道围岩支护措施,综合运用矿压监测、数值模拟等方法,研究结果如下:

1)强采动巷道矿压特征为变形破坏范围大、瞬时强载荷、应力波动剧烈,原支护方案存在无让压功能、强度低、适应性差、稳定性差、成本高等问题;

2)采用急增阻抗高偏载强力支柱进行超前支护,可显著降低本工作面采动影响下巷道表面变形量;

3)9-301 运输顺槽掘巷支护增设耦合让压装置,服务期间采用强力支柱进行超前支护,围岩变形量在允许范围内,支护结构稳定性、完整性良好,有效控制强采动巷道的变形破坏。

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