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时间:2019-01-09
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1、窄煤柱护巷技术在采煤工作面接续中的应用 【摘要】为保证棋盘井煤矿工作面接续,并最大限度提高煤炭回收率,决定采用沿空掘巷完成工作面间的接替。通过理论计算确定了沿空掘巷窄煤柱的合理宽度,运用数值模拟软件分析比较各种支护方案对巷道围岩变形的控制效果,确定了适合0913工作面回风顺槽的锚杆支护参数。回采期间对巷道变形量的观测结果表明:所设计的煤柱宽度及支护参数能够很好控制巷道围岩变形。 【关键词】窄煤柱护巷数值模拟煤柱宽度锚杆参数 为提高煤炭回收率,减少巷道压力,保证工作面接续,在工作面顺槽常采用沿空留巷窄煤柱护巷技术,国内学者对于沿空掘巷围
2、岩控制机理、矿压显现特征及其控制技术已有成熟的研究[1-4],但是对于窄煤柱护巷技术的研究正处于探索期,利用理论计算、数值模拟的研究方法对棋盘井煤矿合理窄煤柱宽度及回风顺槽锚杆支护参数进行设计,优化了回采巷道的支护方案,并在棋盘井煤矿0913综放工作面进行了工业性试验。 1工程概况 棋盘井煤矿0913工作面回风顺槽布置在9号煤层中,巷道沿煤层顶底板掘进。根据棋盘井煤矿采掘接替要求,0913工作面需要在0912工作面回采结束前准备完毕。 2窄煤柱宽度的确定 计算公式为:5 B=x1+x2+x3(1) 式1中:x1―上区段工作面开采
3、而在下区段沿空掘巷窄煤柱中产生的破碎区,其宽度按下式计算。 (2) 式2中:m―煤层采厚,m;A―侧压系数;A=μ/1-μ,式中μ为泊松比;φ0―煤层界面的内摩擦角,?;C0―煤层界面的粘聚力,MPa;k―应力集中系数,3左右;γ―岩层平均容重,kN/m3;H―巷道埋深,m;Px―对煤帮的支护阻力,若上区段采空区侧支护已拆除,可取Px=0,若上区段采空区侧采用锚杆支护,则取Px=0.1;x2―巷道窄煤柱帮锚杆有效长度,再增加15%的富裕系数,m;x3―考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定性系数,按0.2(x1+x2)计算。 将试验巷道09
4、13工作面回风顺槽的参数带入公式(2-2)进行计算。其中:=3.2m,A=0.33,φ0=20°,k=3,γ=0.025MPa,H=425m,C0=2.0MPa,Px=0。得出: x1=1.47m x2=1.15×2.4=2.76m x3=0.2×(1.47+2.76)=0.85m =x1+x2+x3=1.47+2.76+0.85=5.08m 煤柱越小,采出率越高,煤柱过窄,巷道围岩整体性差、承载能力小,同时,锚杆锚固稳定性也不能保证。因此,结合理论计算结果,又考虑现场施工的方便,最终确定合理的窄煤柱宽度为5m。 3沿空掘巷锚杆
5、支护参数设计5 3.1数值模拟模型及方案 计算模型的范围为200m×100m×45.8m(长×宽×高)。该模型侧面限制水平移动,底部固定,模型上表面为应力边界,施加的荷载为10.0MPa,模拟上覆岩层的自重;水平方向的侧应力系数为1.2,荷载大小为12.0MPa。采用单因子变量法,分别设置不同的锚杆预紧力(设为10kN、20kN、)、锚杆长度(设为2000mm、2200mm、2400mm、2600mm)、锚杆间排距(分别设为700mm、800mm、900mm、1000mm)。进而考察不同参数下巷道围岩变形量。 3.2数值模拟结果及分析
6、 随着预紧力的逐渐增大,其形成的顶板有效应力场的范围也在不断扩大,支护效果良好。通过上面数值模拟研究确定预紧力大小为20kN。随着顶锚杆长度的增加,巷道围岩变形规律如下:当锚杆长度从2.0m增加到2.4m的过程中,顶板下沉量、帮变形量、实体煤帮变形量分别减小了83mm,46mm,48mm,底鼓量基本不变;顶锚杆长度从2.4m增加到2.6m,巷道围岩变形量变化不大。因此,顶板锚杆长度最终确定为2.4m。当锚杆排距从700mm增加到800mm,再到900mm,顶板下沉量、窄煤柱帮和实体煤帮变形量均有增大,锚杆排间距继续加大时,其巷道变形增加速
7、度更快。因此,锚杆排距确定为800mm。当顶锚杆间距从700mm变化到800mm时,顶板下沉量、窄煤柱帮变形量、实体煤帮变形量均有增加,底鼓量变化不大,当顶锚杆间距从800mm变化到900mm时,巷道围岩变形趋于稳定。因此,顶锚杆间距确定为800mm。 4工业性试验 4.1观测方案5 试验地点在棋盘井煤矿0913工作面回风顺槽,主要进行回采期间巷道表面位移监测,包括顶板下沉、两帮移近及底鼓等。在0913回风顺槽沿0912工作面回采方向布置5个观测站,巷道断面测点布置采用十字交叉法。 4.2观测结果 0912工作面回采期间,经过近2
8、个月的监测,0913回风顺槽5个测站巷道两帮最大变形量为268mm,顶板最大变形量为150mm;底板最大变形量为309mm。采动影响期间,底板经过适当卧底处理后,巷道断面完全能够
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