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复合顶板回风巷切顶卸压控制技术研究

★ 科技与工程 ★

复合顶板回风巷切顶卸压控制技术研究

王从才1 胡鑫印2 孙秋荣1 张晓琴3

(1.江苏建筑职业技术学院,江苏省徐州市,221116;2.昆山市建设工程质量检测中心,江苏省苏州市,215337;3.徐州宝丰特钢有限责任公司,江苏省徐州市,221137)

摘 要 为研究复合顶板条件下采煤面巷道切顶卸压控制技术,以南梁矿30104采煤面回风巷为研究背景,综合运用理论分析、数值模拟和现场实测的方式,对巷道围岩控制情况进行了探究。研究结果显示:切顶卸压沿空成巷方式能够有效解决复合顶板沿空留巷的问题,通过不同切顶参数的数值模拟,确定最优切顶高度为7 m,最优切顶角度为15°,巷道采用“锚杆索+恒阻锚索”支护方式。现场实测结果表明,30104回风巷顶底板移近量稳定在210 mm,巷帮位移维持在180 mm,恒阻锚索受力维持在35 kN,切顶卸压方式对巷道的控制效果显著。

关键词 切顶卸压 沿空留巷 围岩控制 数值模拟

当前,我国煤炭资源开采利用形式日趋严峻,矿井生产安全问题日益突出。我国东部、中部地区煤炭资源开采深度逐渐增加,西部及西北部煤炭资源埋藏浅、基岩薄、储量丰富,已逐渐成为开采的重点区域[1-2]。但是,由于西部地区地形地貌的多样化和煤矿顶板岩性的复杂性,造成遗煤量大、巷道围岩控制较差等问题。针对复杂顶板条件下以减少遗留煤柱、加强巷道控制为目的的切顶卸压控制技术已成为值得探究的关键科学问题[3-4]。针对巷道切顶卸压控制技术,研究学者开展了卓有成效的探索。何满潮院士等[5-6]提出的无煤柱技术目前已在多个矿区成功应用;宋立兵等[7]在神东矿区3 m以下综采面应用切顶卸压技术,实现了采煤面安全回采;顾有富等[8]针对采煤面垮落力学结构分析,结合支护及切顶机理,减小了巷内及巷旁支护的阻力,提高了巷道稳定性。笔者拟以西部南梁矿典型复合顶板回风巷为背景,研究切顶卸压条件下巷道围岩的控制技术,以期为相似条件的矿井巷道控制提供参考。

1 工程背景

西部矿区南梁矿30104采煤面煤层埋藏浅、地质条件较为复杂,煤层上方顶板存在多层软弱夹层构成复合顶板状态。采煤面回风巷用作下一采煤面的运输巷,巷道围岩控制要求严格。30104回风巷顶板上方包含0.2 m的伪顶,直接顶为1.0~5.0 m的页岩、泥岩和细砂岩,水平层理发育,硬度中等偏下。矿井针对沿空掘巷、传统沿空留巷和切顶卸压沿空留巷3种技术方案进行对比分析,沿空掘巷需要新掘巷道,经济成本高,不利于采煤面连续开采;传统沿空留巷需要采用加强巷内支护措施,但采空区及预留顶板结构较危险[9,10]。因此,从经济可行性和开采安全性分析确定30104回风巷采用切顶卸压沿空留巷方式。

2 切顶卸压成巷数值模拟分析

UDEC离散元软件研究的物理介质通常呈现不连续特征,表现为材料属性的不连续、或空间构造上的不连续。按照30104回风巷开采实际,笔者采用UDEC建立开采数值模型,进行不同切顶因素的影响分析,模型如图1所示,模型长×宽为200 m×60 m,平均埋深115 m,回风巷断面长×宽为4.5 m×2.2 m。模型整体采用有限元数值模拟软件内置的 Mohr-Coulomb屈服准则模拟切顶开采围岩应力和位移变化,判别围岩内部剪切破坏和拉伸破坏,岩石性能及力学参数见表1。两侧限制水平位移,底部固定约束,上部自由界面施加1.5 MPa垂直载荷。分别对模型切顶高度和切顶角度进行分析。

图1 物理模型图

表1 岩石性能及力学的参数

岩性厚度/m密度/(g·cm-3)内摩擦角/(°)粘结力/MPa杨氏模量/GPa泊松比泥砂岩2.322.3262.54.000.20细粒砂岩5.182.6293.44.700.16中粒砂岩4.292.5313.94.300.16砂泥页岩3.512.3181.21.220.211#煤层2.11.4130.90.540.18泥质砂岩3.052.3191.31.120.26粉砂岩2.352.5262.94.900.20砂质泥岩3.462.4201.93.600.24

2.1 不同切顶高度

选取切顶高度为5.0 m、7.0 m、9.0 m进行数值计算,切顶角度均为15°,方向偏向采空区,观察围岩形态和巷道变形量,计算结果如图2所示。根据不同切顶高度的围岩形态可知,切顶高度为5 m时,上覆岩层垮落高度低,垮落岩石量少,碎胀后岩石总体积并不能完全支撑采空区顶板,导致采空区上覆岩层持续下沉直至采空区完全压实,采空区顶板下沉的增加会直接导致切顶巷道顶板下沉量的增加,顶板下沉量最大为580 mm。切顶高度为7 m时,上覆岩层垮落高度增加,采空区的填充度明显增加,垮落矸石与上部基本顶岩层的未充空间明显减少,岩石碎胀对切顶短臂结构起到斜向支护作用,弯曲下沉量最大为220 mm。切顶高度为9 m时,虽然切顶高度的增加使得采空区充填密实,减小了巷道顶板向采空区方向的回转下沉,但同样增加了巷道顶板短臂梁自身的重量,短臂梁重量的过度增加同样会导致巷道出现大变形,此时顶板下沉量最大为300 mm。因此,综合分析可知,切顶高度为7 m的方案对于巷道围岩稳定性保持较好,顶板下沉量最大为220 mm,相较于5 m和9 m切顶高度顶板下沉量大大降低,从而更好地保证了巷道围岩的稳定性。

图2 不同切顶高度围岩形态

2.2 不同切顶角度

选取切顶角度为0°、15°、30°进行数值计算,切顶高度均为7 m,围岩形态及变形量如图3所示。当切顶角度为0°时,切缝线垂直于巷道顶板,巷道顶板的变形量是最大的,顶板最大下沉量可以达到1100 mm,原因在于切顶短臂梁结构会受到采空区上部岩层很大的垂直作用力;当切顶角度为15°时,采空区内矸石充分碎胀对留巷顶板有支撑作用,导致巷道顶板变形较小,顶板最大下沉量为220 mm;当切顶角度为30°时,留巷顶板变形有明显增大,顶板最大下沉量达到510 mm,说明切顶角度也不是越大越好。随着切顶角度的增大,切顶巷道短臂结构的长度和重量与切顶角度呈现正相关,角度过大同样会导致短臂结构过重从而致使巷道出现大变形,不利于整体巷道围岩的稳定性控制。因此从保证围岩稳定性方面来说,切顶角度15°是合理的。

图3 不同切顶角度围岩形态

3 切顶成巷支护技术研究

根据矿井原有支护材料和支护方式,结合切顶巷道围岩受力状态,初步确定的回风巷支护方式如图4所示:锚杆参数为直径20 mm,长度2400 mm,间排距900 mm×900 mm,每根锚杆使用3卷型号K2335的树脂药卷,锚固力不低于50 kN。锚索参数为直径21.8 mm,长度 8.0 m,间排距2000 mm×2400 mm,每根锚索使用3卷K2850型树脂药卷,预应力不小于120 kN,走向布置W型钢带作为支撑,尺寸为5400 mm×245 mm。恒阻锚索可以作为补强支护,参数为直径21.8 mm,长度8.0 m,预应力不小于150 kN,恒阻值为35 t,恒阻器尺寸65 mm×500 mm,排距1800 mm。恒阻锚索处添加W型钢带作为支撑,尺寸为5400 mm×245 mm。为进一步确定支护参数的效果,根据数值模拟的切顶角度和切顶高度,建立了支护方案数值模型,探究优化后的支护参数的合理性,模型结果如图5所示。从模拟分析结果可知,应力集中出现在巷道煤壁帮,巷道切缝发育良好,阻断了上覆顶板垮落对巷道的影响,巷道顶板下沉量为230 mm,可以实现成功留巷。

图4 回风巷支护方式图

图5 支护方式模拟结果

4 现场工程实测

在30104回风巷成型期间,对优化后的巷道支护方式围岩控制效果进行监测分析,一方面监测巷道围岩表面变形情况,另一方面监测支护采用的恒阻锚索的受力情况。监测结果分别如图6、图7所示。

根据巷道围岩变形量监测结果可知,工作面推进以后巷道顶底板移近量和两帮移近量一直增加,到滞后工作面100 m时,增加速度降低,当滞后工作面140 m以后巷道变形趋于稳定,最终顶底板位移量维持在210 mm,巷帮位移维持在180 mm,说明前述支护技术措施可以有效地控制巷道的变形。根据恒阻锚索受力监测可知,工作面滞后区恒阻锚索压力明显升高主要有2个区域,一是滞后采煤面30~50 m,二是滞后采煤面80~100 m左右。顶板变形监测发现,滞后工作面约140 m顶板下降趋缓稳定,锚索受力基本均达到恒阻值350 kN,现场监测验证了锚索恒压让位支护的有效性。

图6 巷道表面位移监测

图7 恒阻锚索受力监测

5 结论

(1)根据30104回风巷复合顶板巷道的实际条件,确定采用切顶卸压沿空成巷,通过不同切顶参数的数值模拟,确定最优切顶高度为7 m,最优切顶角度为15°。

(2)基于切顶参数模拟结果,在兼具经济可行性和施工安全性的基础上,确定巷道支护方式为“锚杆索+恒阻锚索”支护形式,数值模拟显示采用优化后的支护参数后,巷道围岩控制效果良好。

(3)经过现场工程实践可知,30104回风巷顶底板移近量稳定在210 mm,巷帮位移稳定在180 mm,恒阻锚索受力维持在35 kN,表明切顶卸压沿空成巷方式能够起到很好的控制作用。

参考文献:

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Study on control technology of pressure release by roof cutting at return airway with compound roof

Wang Congcai1, Hu Xinyin2, Sun Qiurong1, Zhang Xiaoqin3

(1. Jiangsu Vocational Institute of Architectural Technology, Xuzhou, Jiangsu 221116, China;2. Kunshan Construct Engineering Quality Testing Center, Suzhou, Jiangsu 215337, China;3. Xuzhou Baofeng Special Steel Co., Ltd., Xuzhou, Jiangsu 221137, China)

Abstract In order to study the control technology of pressure release by roof cutting in working face roadway with compound roof condition, taking a return airway of 30104 working face of Nanliang Mine as the research background, and the roadway surrounding rock control was studied by theoretical analysis, numerical simulation and field measurement. The results showed that the method of pressure release by roof cutting along gob could effectively solve the gob-side entry retaining problem with composite roof. Through numerical simulation with different roof-cutting parameters, it was concluded that the optimum height of roof-cutting was 7 m, the optimum angle of roof-cutting was 15°, and the scheme of "anchors bolt + constant resistance cable" was adopted at the roadway. Field measurement showed that the roof-to-floor convergence of 30104 return airway was stable at 210 mm, the two-side displacement was stable at 180 mm, and the force of constant resistance cable was kept at 35 kN. The control effect of pressure release by roof cutting on the roadway was remarkable.

Key words pressure release by roof cutting, gob-side entry retaining, surrounding rock control, numerical simulation

中图分类号 TD353

文献标识码 A

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引用格式:王从才,胡鑫印,孙秋荣,等. 复合顶板回风巷切顶卸压控制技术研究[J]. 中国煤炭,2020,46(6):103-107.

Wang Congcai, Hu Xinyin, Sun Qiurong, et al. Study on control technology of pressure release by roof cutting at return airway with compound roof[J]. China Coal, 2020, 46(6):103-107.

作者简介:王从才(1972-),男,山东曹县人,高级工程师,一级注册结构工程师,研究方向:矿山岩土控制、建筑结构设计、建筑节能等。E-mail:FHN305@163.com。

(责任编辑 郭东芝)

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