39202辅运顺槽掘进工作面支护设计
解 政
(中煤平朔集团有限公司井工三矿,山西 朔州 036000)
摘 要
以中煤平朔集团有限公司井工三矿39202辅运顺槽掘进工作面为背景,对39202辅助运输顺槽进行了支护设计,
并进行了支护参数的验算,利用有限元软件对支护效果进行了模拟分析。结果表明,所采取的支护方法可有效控制围岩变形。关键词
掘进 支护 设计 模拟
中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2020.01.014
Support Design of 39202 Auxiliary Transport Tunnel Driving Face
Xie Zheng
(Jinggong No. 3 Coal Mine, China Coal Pingshuo Group Co., Ltd., Shanxi Shuozhou 036000)
Abstract: Based on the background of 39202 auxiliary haulage tunnel driving face in Jinggong No.3 Mine of China Coal Pingshuo Group Co., Ltd., the supporting design of 39202 auxiliary haulage tunnel is carried out, and the supporting parameters are checked, and the supporting effect is simulated and analyzed by using the finite element software. The results show that the support method can effectively control the deformation of surrounding rock.Key words: driving support design simulation
1 概况
中煤平朔集团有限公司井工三矿39202辅运顺槽埋深500m,掘进断面为矩形断面,宽×高=5.2m×3.5m。其中,A-C段断面宽×高=5.2m×3.5m;C-F段断面宽×高=4.2m×3.5m;39202辅运顺槽设计采用“锚、网、索、钢带”联合支护,如遇地质变化时(过断层、遇破碎带、风氧化煤等),需及时改变支护方式。
钢绞线规格:Φ17.8mm,L=7300mm。锚索托盘规格:250mm×250mm×12mm正方形托盘,孔径22mm;加挂14#槽钢钢梁时锚索托盘规格:90mm×90mm×14mm正方形托盘,孔径22mm。顶板钢网规格:5800mm×1200mm;左帮钢网规格:3000mm×1300mm;钢板网材质:Q198Cr-Mo;钢板网梗径:3.0mm×3.0mm;钢板网截距:155mm×75mm;右帮塑料网规格和尺寸:30000mm×1500mm。钢筋钢带材质:Φ12mm钢筋;钢筋钢带规格:L=4600mm,宽=80mm。
2 支护设计
2.1 支护材料
顶锚杆型号:MSGLW-335,左旋无纵肋螺纹钢锚杆;左帮锚杆型号:MSGM-235,圆钢杆体;左帮锚杆规格和尺寸:锚杆为Φ18mm,L=1700mm;右帮锚杆型号:MSGSL18/1800F,玻璃钢杆体,杆体表面有螺纹状,顶端呈斜切状。锚索钢绞线材质、型号:七芯钢绞线,SKP18-1/1860;锚索
2.2 三孔直径及深度
顶锚杆直径Ф22mm,锚固剂直径Ф23mm,钎头直径Ф30mm;帮锚杆直径Ф18mm,锚固剂直径Ф23mm,钎头直径Ф28mm;锚索直径Ф17.8mm,锚固剂直径Ф23mm,钎头直径Ф28mm。顶锚杆孔深2350mm,帮锚杆孔深1650mm,锚索孔深7100mm。39202辅运顺槽支护断面图如图1所示。
收稿日期 2019-08-05
作者简介 解政(1984-),男,汉族,山西省朔州市朔城区人,2009年毕业于江西理工大学机械专业,2015年毕业于黑龙江科技大学采矿专业,本科,现在中煤平朔集团有限公司井工三矿从事煤矿采掘工作,助理工程师。
2.3 支护参数验算
2.3.1 锚杆支护设计与校核
巷帮破坏深度:
C=[krHB/(100δm-1)]h×tg(90-Φ)/2式中:
2020年第1期
k-应力集中系数;r-岩层容重;H-巷道埋藏深度;B-采动影响无固定次数;δm-煤的平均抗压强度;h-巷道高度;Φ-煤的内摩擦角。则C=1.48m。
顶板岩石松动高度:b=10(a+c)/k' dr式中:
a-巷道半跨距;k' -岩石稳定性系数;
dr-锚固岩石的平均强度,dr=40MPa。则:b=0.76m。
顶板锚杆长度:L=b+L1+L2式中:
L1-锚固长度,L1=0.95m;
L2-考虑托盘螺母需要长度,L2=0.15m。故L=b+L1+L2=0.76+0.95+0.15=1.86m,取2.4m。2.3.2 锚索支护设计与校核
锚索锚固长度计算:La=k(d1×fs)/4fc式中:
La-锚索深入到稳定岩层中的锚固长度;k-安全系数;d1-锚索直径;fs-锚索抗拉强度;
fc-锚索与树脂锚固剂的设计粘度。则:锚固长度La=1417.32mm,取1550mm。锚索长度:L=La+Lb+Lc+Ld式中:
L-锚索长度,m;
Lb-需要悬吊的不稳定岩层厚度,巷道施工中根据顶板完整情况需留0.5~1m底煤,顶板煤层平均厚度为5.04~5.54m;
Lc-上托盘及锚具的厚度,m;Ld-需要外露的张拉长度,m。
则:L=1.41+(5.04~5.54)+0.1+0.2=6.75~7.25m。 根据以上计算结果,为进一步提高顶板支护质量,应根据掘进生产过程中顶煤厚度变化及地质条件变化的具体情况,及时调整锚索支护长度。锚索长度范围为7300~13300mm,锚索预应力要满足设计要求,并确保锚索锚固到稳定的煤岩层中。
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图1 39202辅运顺槽支护断面图
3 支护效果分析
为分析39202辅运顺槽支护效果,在大型有限元软件FLAC3D软件中建立了有限元模型,对支护后其塑性区分布以及位移分布进行了模拟,其结果如图2、3所示。
图2 围岩塑性区分布
(a)垂直位移
(b)水平位移图3 巷道位移分布
(下转第38页)
38(7)打好贴帮柱后,在距底板500mm、1500mm、2500mm处分别打一排锚杆,锚杆间距1500mm,上下排交错布置。在顶板破碎、压力大时需用π型钢梁替换圆木进行加强支护。锚杆支护失效处,必须用板梁背紧煤帮。撤架通道支护见图2和3所示。
2020年第1期
1600mm×1600mm,中间锚索沿巷道中心线布置,锚索规格及参数与原支护一致,补强锚索支护至Ⅲ1307进风顺槽口。
(2)回风巷为撤架运输通道,超前支护中间两根单体柱向两边移设,中间宽度保证撤架畅通即可,超前支护距离不小于20m。回风巷顶板锚索补强参数与进风巷一致,补强锚索支护至回风顺槽密闭墙处,回风通道顶板补强支护至风门处。并对回风通道密闭墙侧帮部进行加强支护,加强支护在原有帮部支护基础上在两排锚杆中间加打两根锚杆并加钢筋托梁,锚杆间距1600mm,排距800,起锚高度600mm,垂直煤壁。
图2 撤架通道支护断面图
4 结语
通过加强Ⅲ1307工作面末采期间各项工序的施工质量管理,严格执行末采期间的相关技术工艺措施,保证了工作面末采期间的安全,实现了综放工作面安全高效末采,为本矿井及同类工作面安全末采提供参考。
【参考书目】
[1] 赵斌.综放工作面末采工艺及支护技术研究[J].
能源技术与管理,2019(03):78-80.
[2] 祁建兵.长平矿综放工作面末采工艺创新[J].能
图3 撤架通道煤帮支护平视图
源与节能,2018(12):130-131.
[3] 李晓飞.浅谈综放工作面末采段顶板控制技术[J].
江西煤炭科技,2018(02):101-102.
[4] 王镇,丁永友,王福喜.综放工作面末采工艺创
新研究[J].山东煤炭科技,2018(05):1-2.
3.3 两巷补强
(1)进风巷顶板在原支护基础上用锚索进行补强支护,补强后锚索布置形式为3-3-3,间排距
(上接第35页)
由图2分析可知,巷道顶板塑性区范围得到了有效控制,顶板塑性区分布范围较小。由图3(a)分析可知,巷道顶板最大下沉量约为45.2mm,底板底鼓量约为50mm左右,可见巷道顶底板变形量较小。由图3(b)可知,巷道左帮最大位移值为61.9mm,右帮最大位移值为55.6mm,可见巷道两帮变形量也较小。综合以上分析,可见采用的支护方法可有效控制围岩变形。
(2)利用FLAC3D有限元软件对支护效果进行了模拟分析,结果表明,巷道围岩塑性区范围较小,顶底板、两帮位移均较小,巷道围岩变形得到了有效控制。
【参考书目】
[1] 杨建伟.煤矿掘进巷道锚杆支护方式的应用研究
[J].山东工业技术,2019(20):64.
[2] 王中财,曲延伦.厚煤层大断面煤巷快速掘进与
支护技术研究[J].中国煤炭,2019,45(06):35-37.
[3] 闫军伟.特厚煤层大断面巷道沿底板快速掘进研
究[J].能源与节能,2019(06):40-42.
[4] 刘东.采动影响下掘进巷道支护技术研究[J].江
西化工,2019(03):119-120.
4 结论
(1)根据39202辅运顺槽掘进工作面的条件,设计了39202辅助运输顺槽的支护,对支护参数进行了设计验算。
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