某矿底板巷支护优化设计研究_刘帅.pdf

2023 年 2 月Feb.,2023doi：10.3969/j.issn.1672-9943.2023.01.012某矿底板巷支护优化设计研究刘帅，王春斌，王辉，李军岐，费军勃，沈少康（陕西陕煤韩城矿业有限公司桑树坪二号井，陕西 渭南 715400）摘要 韩城矿区属于全国瓦斯灾害严重矿区之一。该矿区某矿目前主采的三采区处于 3#突出煤层。根据采掘接续安排，计划于 2 a 后开始对四采区进行回采作业，受新政策影响，其对于四采区的瓦斯治理需要开掘底板巷。由于前期未考虑底板巷工程，由此造成现在采掘接续极其紧张。根据现有支护方案及瓦斯抽采时间，无法满足 2 a 后对四采区进行回采，由此对底板巷的支护优化就显得尤为重要。通过对 3 种锚杆间排距及 3种锚索排距进行数值模拟，通过阶梯对比顶板应力集中范围变化量、顶底板位移变化量、帮部位移变化量的方法，得出锚杆及锚索最佳支护方案，并通过理论计算核算支护方案的合规性。关键词 突出煤层；瓦斯治理；支护优化；底板巷；数值模拟中图分类号TD353文献标识码B文章编号1672-9943（2023）01-0037-040引言某矿处于韩城矿区。韩城矿区是陕西唯一、也是全国瓦斯灾害严重矿区之一，曾发生过煤与瓦斯突出 150 余次和突水及老采空区透水事故，并造成重大人员伤亡和财产损失。矿区某骨干生产煤矿在瓦斯治理及其他技术研究方面一直为韩城矿区指引着方向。目前，某矿的采掘活动集中在浅部的三采区。因三采区埋深浅，对于瓦斯治理的技术方案一直以本煤层顺层钻孔抽采为主。由于三采区已接近末采面，需要对接续的四采区的瓦斯治理工作提前部署，以防采掘接续紧张。根据 煤与瓦斯突出细则 要求，四采区采用的瓦斯治理技术路线为底板巷上向穿层钻孔预抽煤层瓦斯。结合现有工艺技术水平及施工难易程度，四采区设计底板巷为沿切眼方向，每隔 70 m 平行于两巷掘一条底板巷，用于施工穿层钻孔治理四采区瓦斯。底板巷布置于煤层底板下方 18 m 处的砂岩中，考虑到岩巷掘进的工程进度及矿井采掘接续等问题，本文对底板巷的支护设计参数进行研究，旨在提高底板巷的掘进速度，避免因支护过度而造成支护材料浪费。近年来，国内外学者对于支护参数优化的相关研究也有很多。如赵浩亮等1为解决白芨沟煤矿特厚煤层分层开采瓦斯治理问题，减少煤炭资源损失、降低巷道掘进量，提出了利用柔模混凝土沿空留巷技术，将开采工作面底分层回风巷作为瓦斯抽放巷；崔帅2用土钉墙支护体系作为一种原位土体加固技术，根据某管廊工程配套基坑支护工程实际案例，重新优化设计施工图，取消了部分土钉及锚索，对局部过长的土钉进行了减短；王平3针对回坡底煤矿 1121 巷掘进过断层期间顶板破碎冒落现象，经优化采用“超前注浆+JW 型锚索钢带+梯形梁 U29 棚”联合支护方案后，巷道顶板得到有效控制，顶板下沉量控制在 0.14 m 以下，取得了良好的应用成效。1采区概况四采区东西宽约 1.3 km，南北长约 3.6 km，采区面积约 4.7 km2。四采区地质资源量 47.78 Mt，按75%的采区采出率计算，设计可采资源量 32.88 Mt；按 1.4 的资源量备用系数计算，四采区的服务年限约为 26.1 a。四采区的主要可采煤层为 3 号煤。3 号煤层厚度为 4.558.65 m，平均煤厚为 6.7 m。四采区煤层倾角普遍为 04，局部区域煤层最大倾角 12。根据矿井钻孔资料，3 号煤层底板按岩性特征分为 3 类，具体如下：第 1 类是泥岩及粉砂岩底板。其中以泥岩、砂质泥岩底板为主，粉砂岩底板为次。泥岩、砂质泥岩一般厚度为 15 m。深灰色黑灰色，具水平层理，含植物碎屑化石，薄层状，节理、裂隙较发育，岩石破碎。天然密度为 2.362.71 g/cm3，孔隙率 1.48%能 源 技 术 与 管 理EnergyTechnologyand Management2023 年第 48 卷第 1 期Vol.48 No.1372023 年 2 月Feb.,2023刘帅，等某矿底板巷支护优化设计研究10.15%，天然状态下抗压强度 9.2475.38 MPa，饱和单轴抗压强度 2.7448.50 MPa。属较软易变形的不稳定底板。粉砂岩一般厚 13 m，局部地带以黑色团块状构造的泥岩及砂质泥岩为主，偶见有炭质泥岩伪底。第 2 类底板是砂岩底板。3 号煤层直接底板大多以砂岩为主，厚度 18 m，平均 5.6 m，岩性深灰色，成分以石英为主，次为暗色矿物与岩屑，分选中等，次园状，粒度以细粒为主，泥质硅质胶结，局部含钙质，滴酸起泡，岩石坚硬，近水平及波状层理。天然密度 2.462.68 g/cm3，孔隙率 2.56%7.98%；天然状态下抗压强度为 43.893.79 MPa，饱和单轴抗压强度为 29.7776.51 MPa。属中硬不易变形的稳定底板。第 3 类底板为石英砂岩底板。一般厚 0.53 m，平均 2.1 m，浅灰色 灰白色，细粒；成分主要为石英，硅质胶结，岩性坚硬致密，具断续波状层理。天然密度 2.592.62 g/cm3，孔隙率 4.48%5.11%；天然状态下抗压强度为 75.9698.64 MPa，饱和单轴抗压强度为 54.0675.71 MPa。属坚硬不易变形的稳定底板。根据底板岩层情况，距 3 号煤底板约 20 m 的岩层大部为中粒砂岩，岩性较好，设计将底板巷布置在该岩层中。为了便于后期的计算，将 3 类底板密度按 2.6 g/cm3计算。1.1底板巷支护设计底板巷支护断面如图 1 所示。图 1底板巷支护断面底板巷采用直墙半圆拱施工，锚杆矩形布置，间排距 800 mm800 mm；锚索采用规格 21.8 mm7 300 mm 锚索，2-1-2 布置，间排距 2 100 mm1 600 mm。帮部煤体部分采用规格 22 mm3 500mm自巩固锚杆，岩石部分采用规格 20mm2 400 mm螺纹钢锚杆配合钢筋网、梯子梁进行支护。1.2现有支护方案存在问题四采区东西宽约 1 300 m，南北长约 3 600 m，与其他采区位置关系如图 2 所示。图 2四采区位置关系根据四采区设计，四采区瓦斯治理采用底板巷穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯，整个采区至少需要布置 18 条底板巷，每条岩巷约 3 500 m，则共需要施工 63 000 m底板岩巷。因此，分析矿井现有设备、人员等综合因素，四采区采掘接续极其紧张，甚至存在进入四采区后无面可采的现象。目前四采区底板巷支护参数采用三采区煤巷掘进支护参数。由于三采区为煤巷掘进，支护参数的选取较为谨慎，进入四采区后，底板巷距煤层18 m仍采用三采区的支护设计显然不合理，不仅浪费支护材料，而且影响底板巷的施工速度。因此，很有必要对四采区底板巷的支护参数进行研究。2优化方案模拟对比及理论计算以底板巷上覆岩层柱状图为基础，分别建立不同的锚杆及锚索间排距模型。通过 FLAC3D数值模拟及理论验算，对不同支护参数下底板巷的顶板所受应力集中范围变化、顶底板位移量变化、帮部位移量变化进行探讨，在支护可靠的前提下，选择合适的支护参数。2.1支护参数数值模拟对比建立模型，选择对锚杆间排距分别为 800 mm800 mm、900 mm900 mm、1 0001 000 mm 的顶板应力集中范围、顶板位移量及帮部位移量差值进行比对。由于锚索间距是否改变并不能对支护速度五采区四采区二采区一采区三采区北21.8 mm7 300 mm锚索20 mm2 400 mm等强度螺纹钢锚杆20 mm1 200 mm吊挂锚杆2 100风筒抽放管风水管2 2001 4002 4001 9001 4002001008001 7003 9001 8005 0005 200300100500382023 年 2 月Feb.,2023产生影响，因此锚索间距不做变化，均为 1 600 mm，只对排距进行探讨。选择对锚索排距分别为 1 600、1 800、2 000 mm 的顶板应力集中范围及顶板位移量差值进行对比。建立锚杆间排距分别为 800 mm800 mm、900 mm900 mm、1 000 mm1 000 mm 的模型并进行模拟，阶梯式对比两两之间应力集中范围变化大小。模拟对比如图 3 所示，应力集中范围如图 4所示。（a）800 mm800 mm（b）900 mm900 mm（c）1 000 mm1 000 mm顶板应力云图顶板应力云图顶板应力云图图 3锚杆支护应力变化对比云图图 4锚杆支护应力集中范围由图 3、4 分析可知，锚杆间排距为 800 mm800 mm 时顶板应力集中范围最小；间排距为1 000 mm1 000 mm时应力集中范围最大。但是针对应力集中的范围，支护参数由 800 mm800 mm转变为 900 mm900 mm 时增加的很少（第 1 段），而由 900 mm900 mm转变为 1 000 mm1 000 mm时范围明显增大（第 2 段）。这说明增加相同的间排距，第 2 段对于顶板的影响更大。由以上 2 种对比可以看出，3 种支护参数中间排距为 900 mm900 mm的为最佳。建立锚杆间排距分别为 800 mm800 mm、900 mm900 mm、1 000 mm1 000 mm 的模型并进行模拟，阶梯式对比两两之间顶底板位移量变化大小。模拟对比如图 5 所示，顶板下沉量变化情况如图 6 所示。（a）800 mm800 mm（b）900 mm900 mm（c）1 000 mm1 000 mm顶底板位移云图顶底板位移云图顶底板位移云图图 5锚杆支护顶底板位移对比云图图 6锚杆支护顶板下沉量变化情况由图 5 分析可知，锚杆间排距为 800 mm800 mm 时顶板位移变化范围最小；间排距为1 000 mm1 000 mm时顶板位移变化范围最大。但是针对位移变化范围，支护参数由 800 mm800 mm转变为 900 mm900 mm 时增加的很少，而由900 mm900 mm 转变为 1 000 mm1 000 mm 时范围明显增大。由图 6 分析可知，在第 1 段（间排距 800900 mm）的直接顶几乎无变化，而在第 2 段（间排距9001 000 mm）直接顶的下沉量急剧增加。由间排距 800 mm 时的 0 增加到间排距 1 000 mm 时的0.17 m，增长率也由第 1 段的 0 增加至 1.7，说明增加相同的间排距，第 2 段对于直接顶的下沉量影响更大。由以上 2 种对比可以看出，3 种支护参数中间排距为 900 mm900 mm的为最佳。建立锚索支护排距分别为 1 600、1 800、2 000 mm的模型并进行模拟，阶梯式对比两两之间应力集中范围变化大小情况。模拟对比如图 7 所示，应力集中范围如图 8 所示。顶板下沉量/m0.180.160.140.120.100.080.060.040.020锚杆间排距/m0.750.80.850.90.9511.05锚杆间排距/m应力集中宽度/m1211.51110.5109.598.587.570.750.80.850.90.9511.05第 1 阶段第 2 阶段第 1 阶段第 2 阶段能 源 技 术 与 管 理EnergyTechnologyand Management2023 年第 48 卷第 1 期Vol.48 No.1392023 年 2 月Feb.,2023（a）1 600 mm顶板（b）1 800 mm顶板（c）2 000 mm顶板应力云图应力云图应力云图图 7锚索支护应力变化对比云图图 8锚索支护应力集中范围由图 7 分析可知，锚索排距为 1 600 mm 时顶板应力集中范围最小；排距为 2 000 mm 时应力集中范围最大。但是针对应力集中的范围，支护参数由 1 600 mm 转变为 1 800 mm 时增加的很多，而由1 800 mm转变为 2 000 mm时范围增大并不明显。由图 8 分析可知，在第 1 段（1.61.8 m）应力集中范围增长快速，增长率也急剧增加，约为 8；而在第 2 段（1.82.0 m）则增长