1、收稿日期:2023 03 06作者简介:田兆川(1982-),男,山西汾阳人,工程师,从事煤矿安全管理工作。doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2023.09.025厚煤层超长综放工作面超前支护距离及参数确定田兆川(山西高河能源有限公司,山西 长治 046000)摘 要:针对高河煤矿 W4307 厚煤层超长综放工作面回采巷道超前支护距离及参数的确定,采用数值模拟和理论分析等方法,得出工作面回采后煤壁前方最大支承应力为 6.28107 MPa,最大集中系数为 5.62,超前支承压力影响范围为 26.5 m,因此工作面两巷道超前支护距离应大于 26.5 m,选用 DW-4.5
2、-250/110LX 型恒阻单体液压支柱进行超前支护,额定工作阻力为 250 kN,每排 3 棵,排距不大于 1 100 mm.关键词:综放工作面;超前支护距离;超前支护参数;数值模拟中图分类号:TD355 文献标识码:B 文章编号:1005 2798(2023)09 0089 03 随着煤炭科技的发展,具有产量高、效率高、回采率高的超长工作面(300 m)开采技术逐渐被广泛应用。厚煤层超长工作面存在巷道支护困难以及回采过程中受回采动压影响剧烈等问题,造成超前支承压力影响范围更大、影响强度更强,容易使巷道发生严重的灾害事故。在工作面超前支承压力影响范围内,需采取超前支护措施确保回采巷道围岩稳定
3、,保证巷道安全使用,为通风、行人及运输等创造良好条件。对于超前支承压力影响范围,许涛1基于钻孔应力数据,分析其随推采进度的变化特征,得到了超前支承压力变化规律,确定了准确的超前支护距离。樊卫阁等2采用理论力学计算和巷道围岩收敛观测的方法,对工作面超前支承压力进行了研究,得出支承压力的影响范围。曹仁举3应用侧向支承压力影响范围的计算方式,深入分析了回采巷道的超前支护关键参数大小及需要加强的支护范围。刘晋升4通过监测巷道围岩变形量与数值模拟,对超前支护效果进行了效果检验,提高了巷道稳定性。本文以山西高河煤矿 W4307 厚煤层超长工作面回采巷道超前支护为研究背景,选择胶带巷为例,采用现场工程地质调
4、查、数值模拟、理论分析等方法,确定超前支承压力影响范围,计算超前支护强度,选择合理超前支护设备,为厚煤层超长工作面回采巷道的超前支护提供参考依据。1 工程地质概况山西高河煤矿 W4307 厚煤层超长工作面为西四盘区工作面,北面为未采区,东面接+450 m 水平南翼大巷,西面为矿界,南面为 W4308 准备工作面。工作面埋藏深度 439.6454.1 m,平均埋深 447 m.切眼长度 320 m,可采长度 1 316 m,主采 3 煤层,平均采高 6.2 m,煤层倾角平均 5,全煤间夹有一层炭质泥岩夹矸,平均 0.20 m.直接顶为砂质泥岩,平均厚度为 3.5 m,老顶为粉砂岩-泥岩,平均厚度
5、为22.5 m.底板为泥岩。胶带巷荒宽 5.3 m,荒高3.65 m,净断面 18.72 m2.2 工作面超前支承压力影响范围研究为研究工作面超前支承压力影响范围,以W4307 厚煤层超长工作面为对象,采用有限差分软件 FLAC3D建立数值模拟计算模型进行模拟分析。2.1 数值模拟模型建立运用有限差分软件 FLAC3D建立数值模拟模型,其中工作面长度方向为 X 方向,推进方向为Y 方向,埋深为 Z 方向,建模过程中,煤层赋存情况与岩层结构均按实际地质条件建立。建立的数值模型尺寸为长宽高=100 m100 m35 m,模型共包括 219 000 个单元,含有 231 000 个网络节点。煤层上方
6、(z 方向)共建立岩层厚度 22 m,其余岩层(425 m)以垂向载荷的形式施加在模型上边界,施加载荷为 h=2.4 t/m3425 m=10.2 MPa.模型的X 方向、Y 方向边界限制水平方向的位移与速度,模型底边界限制水平与垂直方向的位移与速度。模型破坏准则选择 Mohr-Coulomb 准则,模型选取的岩石力学参数见表 1,建立的数值模拟计算模型如图 1所示。问问题题探探讨讨 第第 3 32 2 卷卷 第第 9 9 期期 2 20 02 23 3 年年 9 9 月月表 1 煤岩石力学参数岩层名称体积模量/GPa剪切模量/GPa内聚力/MPa内摩擦角/()抗拉强度/MPa铝质泥岩3.49
7、3.083.9830.83.61中粒砂岩15.2113.538.7535.39.78细粒砂岩13.9211.545.2635.05.61粗粒砂岩12.6210.896.2635.65.88泥岩2.622.233.7729.23.96粉砂岩15.911.16.8732.07.12砂质泥岩3.683.244.1230.93.993 煤1.841.093.2824.03.41图 1 数值模拟模型 具体模拟步骤为:模型建立后,对模型进行赋值,并计算初始化平衡;掘进工作面巷道并进行支护,计算平衡;进行工作面回采,每回采 1 m 就进行计算平衡,直到工作面超过巷道监测断面,计算停止。计算停止后,分析工作面
8、回采不同距离时,工作面前方支承应力分布情况。2.2 数值模拟结果分析图 2 为工作面回采不同距离时,工作面前方支承应力分布情况。图 2 工作面前方支承应力分布情况(单位:m)由图 2 可以看出:随着工作面的推进,工作面前方发生了应力集中显现,应力最大处距离煤壁 6 7 m,最大应力为 6.28107 MPa,最大集中系数为5.62.随着工作面的推进,工作面前方的支承应力影响范围也在逐渐增加,当工作面回采 50 m 时,超前支承压力影响范围为 26.5 m,随着工作面的继续推进,超前支承应力影响范围不再增加,说明工作面回采产生的支承应力影响范围为 26.5 m,因此工作面两巷道超前支护距离应大于
9、 26.5 m.3 巷道超前支护参数确定3.1 巷道顶板载荷计算假设巷道顶板所受载荷来自直接顶和基本顶的09 第 32 卷自重5,可得:Qz=kgH1H1+2H2H1+H2w(1)式中:q 为巷道所受均布载荷,MPa;k 为采动影响系数,取 5.62;H 为巷道高度,取 3.65 m;1为直接顶容重,取 2 700 kg/m3;H1为直接顶砂质泥岩厚度,取 3.5 m;2为基本顶容重,取 2 700 kg/m3;H2为基本顶 厚 度,取 22.5 m;g 为 重 力 加 速 度,取9.8 N/kg;w 为巷道宽度,取 5.3 m.计算得:Qz=2 880 kN/m.3.2 掘进期间锚杆(索)支
10、护强度计算胶带巷顶板每排布置 7 根 D22 mm2 400 mm螺纹锚杆,锚杆排距 1 000 mm,锚杆拉拔载荷为190 kN.每排布置 2 根 D22 mm8 300 mm 高强度锚索,锚索排距 1 000 mm,顶板锚索拉断载荷为560 kN.则,顶板锚杆(索)支护阻力为:Q=Fn a (2)式中:n 为每排锚杆(索)数目,分别取 7 和 2;a 为顶板锚杆(索)排距,取 1 000 mm;F 为顶板锚杆拉拔载或锚索拉断载荷,分别取 190 kN 和 560 kN.计算 得 锚 杆 提 供 的 支 护 阻 力 为 Qg=1 330 kN/m,锚 索 提 供 的 支 护 阻 力 为 Qs
11、=1 120 kN/m.3.3 巷道超前支护参数确定顶板所受载荷,需要顶板锚杆(索)以及被动支护的联合支撑作用共同承载,因此,被动支护所提供的支护阻力 QbQz-Qg-Qs=430 kN/m.高河煤矿井下主要采用 DW-4.5-250/110LX型恒阻单体液压支柱进行超前支护,该型号单体柱额定工作阻力为 250 kN.单体液压支柱提供的支护阻力:Qb=Tm a2(3)安全系数:k=Qb 430 (4)式中:T 为单体液压支柱额定工作阻力,取 250 kN;m 为每排单体液压支柱数目,分别取 1、2、3;a2为单体 液 压 支 柱 排 距,分 别 取 800 mm、900 mm、1 000 mm
12、、1 100 mm、1 200 mm.带入数值,经计算得出的结果如表 2 所示。表 2 单体液压支护不同排距下安全系数单体液压支柱数目单体液压支柱排距/mm8009001 0001 1001 20010.730.650.580.530.4821.451.291.161.060.9732.181.941.741.591.45 对于超前支护,安全系数应大于 1.5,因此每排须布置 3 棵单体液压支柱,排距不大于 1 100 mm.4 结 语1)高河煤矿 W4307 厚煤层超长工作面回采后煤壁前方最大支承应力为 6.28107 MPa,最大集中系数为 5.62;超前支承压力影响范围为 26.5 m,
13、因此工作面两巷道超前支护距离应大于 26.5 m.2)选用 DW-4.5-250/110LX 型恒阻单体液压支柱进行超前支护,额定工作阻力为 250 kN,每排布置 3 棵,排距不大于 1 100 mm.参考文献:1 许 涛.基于“整条测线”应力变化确定超前支护距离的研究J.煤炭工程,2019,51(12):86-90.2 樊卫阁,王庆路,王 伟.采煤工作面超前支承压力分析及超前支护优化J.煤矿现代化,2021,30(2):150-152.3 曹仁举.煤矿近距离煤层同采回采巷道超前支护设计J.机械管理开发,2023,38(3):229-230.4 刘晋升.大采高综采面回采巷道超前支护优化J.机械管理开发,2019,34(7):126-128.5 姚强岭,朱贵伟,郑闯凯,等.厚煤层沿空巷道主动式超前支护技术与实践J.采矿与岩层控制工程学报,2022,4(1):5-15.本期编辑:王伟瑾19第 9 期 田兆川:厚煤层超长综放工作面超前支护距离及参数确定