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厚煤層大斷面工作面的切眼合理支護技術研究

2012-11-10 01:56:44李鵬翔路全寬劉躍飛
山西煤炭 2012年4期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

李鵬翔,路全寬,劉躍飛

(太原理工大學 礦業工程學院,山西 太原 030024)

厚煤層大斷面工作面的切眼合理支護技術研究

李鵬翔,路全寬,劉躍飛

(太原理工大學 礦業工程學院,山西 太原 030024)

根據山西某礦4號煤層賦存條件,結合其圍巖地質力學特征,運用FLAC-3D數值模擬軟件,研究了某礦大斷面切眼圍巖變形與應力分布狀況,提出了經濟合理、技術可行的支護技術方案,對類似條件的切眼支護具有一定指導意義。

切眼支護;數值模擬;圍巖應力

本文結合某礦大采高綜放工作面切眼的實際情況,采用數值模擬技術揭示了錨桿、錨索對大斷面切眼圍巖的控制作用,能為該礦首采工作面的開切眼支護提供一定依據。

1 煤層賦存條件及工作面概況

山西某礦4號煤層(俗稱丈八煤)位于太原組頂部,平均6.5 m,平均埋深450 m,是該礦主要采煤層,相應巖層力學參數,如表1所示。該礦設計生產能力500萬t/a,采用單一走向長壁采煤法、綜采放頂煤回采工藝。設計機采割煤高度3.5m,放煤高度3m,采放比為1∶0.86。首采為4201工作面,走向長2318 m,傾向長250m,工作面切眼為矩形斷面,凈寬8.0m,凈高3.5m,凈斷面面積28.0m2。

2 模型建立及數值模擬分析

根據煤層賦存特征及相似理論,模型長×寬×高=50 m×30 m×50 m,煤層厚6.5 m、上覆巖層厚28.5 m,底板巖層厚15m,巷道兩幫煤厚各21m。限制4個側面的水平位置,限制底部邊界的水平位移與垂直位移。巷道開挖之前,將計算的初始原巖應力作為載荷施加到模型上,垂直應力取上覆巖層容重,水平應力取垂直應力的1.1倍。整個模型共分107100個單元、114452個節點。在模型長度方向中部開挖開切眼,沿底板掘進留頂煤,切眼按設計尺寸掘進。

數值計算選用Mohr-Coulomb準則作為判斷巖體破壞與否的強度準則,模型開挖后按FLAC-3D默認精度進行求解。

表1 4號煤層及頂底板巖石力學參數表

2.1 切眼無支護時的圍巖變形分析

由于切眼斷面較大,當切眼掘進以后,頂煤及下位直接頂因彎曲、變形而發生離層現象。開切眼在無支護情況下,頂煤及頂板的變形主要表現為巷道淺部頂板煤巖層的彎曲下沉。從圖1看出,最大下沉量在X方向25 m處,即巷道中部處最大,下沉量達64.8mm,向兩幫側逐漸減小。距切眼頂4m內的頂煤及頂板具有顯著離層現象,淺部頂煤巖層具有組合梁特征。兩幫的變形主要表現為表層煤體的膨脹松動,從圖2看出,水平方向的位移主要發生在巷幫淺部煤體內,且以巷幫中部變形較大、兩幫相對移近量為66.8 mm,向兩側逐漸減小,煤體內1.5 m處的水平位移為表面位移的56.2%。可見,巷道兩幫煤體的變形以松動膨脹為主,并且主要表現為兩幫淺部煤體的整體位移。

圖1 無支護時垂直位置分布云圖

圖2 無支護時水平位置分布云圖

2.2 切眼無支護時的圍巖應力分析

圖3 無支護時圍巖塑性屈服特征分布圖

圖4 無支護時垂直應力分布云圖

從圖3看出,頂煤最大破壞深度1.8 m,兩幫最大破壞深度在巷道中線處,最大破壞深度2m。頂煤0.3 m以內及兩幫0.7 m以內,均為拉伸或剪切破壞,其它部位均為剪切破壞。這說明頂煤淺部及巷幫淺部離層最為嚴重,切眼開挖在無支護情況下,由于周圍煤巖體發生變形或破壞,頂煤、頂板巖層、兩幫淺部煤層的部分應力向周圍煤巖體轉移。出現應力降低區,應力向深部煤巖層轉移,從圖4看出,兩幫深部垂直應力集中達到最大值17.3MPa,若不進行有效的巷道支護,必然引起失穩或破壞。從圖3看出,巷道頂煤和兩幫煤體的淺部出現了拉伸破壞區域,由無拉應力準則可以判定,該區域為彎曲拉伸破壞的可能性較大。巷道的兩頂角處剪應力較大,從圖3中看出,在無支護情況下頂角圍巖存在剪切破壞區,所以頂角部錨桿應當采用傾向煤壁布置。依據無支護時的巷道圍巖數值模擬結果分析,參照本礦頂煤厚度及上覆巖層的物理力學性質,按照錨桿支護懸吊、組合梁理論,從無支護數值模擬結果可知:頂煤(板)破壞深度最大達2 m,兩幫破壞為1.8 m,本次設計頂錨桿、幫錨桿為端頭錨固;并為增強錨固效果,本次設計采用錨索補強,以增強錨固系統的懸吊作用。

2.3 切眼支護方案

通過無支護模擬結果、結合理論分析確定,4201工作面切眼支護模擬方案為:頂錨桿10根,錨桿類型Φ20 mm×3 000 mm,錨桿間排距80 mm×1 000 mm,錨固力設計為15t,預緊力為3t。錨索3根,錨索類型Φ17.8 mm×9 000 mm,錨索間排距2 000 mm×2000mm,錨固力設計為25t。幫錨桿4根,錨桿類型Φ20mm×2400mm,錨桿間排距800mm×1 000 mm,錨固力設計為10t,預緊力為3t。

2.4 切眼錨桿、錨索支護模擬結果分析

圖5 有支護時垂直應力分布云圖

圖6 有支護時圍巖塑性屈服分布圖

圖5為開切眼在錨桿、錨索聯合支護時的巷道圍巖位移分布情況;圖6為圍巖應力分布圖和巷幫塑性屈服分布圖。由圖看出,錨桿錨索的組合支護下,開切眼頂板的最大下沉量為33.4 mm,是無支護時情況下的51.5%;兩幫最大相對移近量為39.8 mm,是無支護情況下的59.5%。從圖5也可看出,煤壁破壞深度為0.7m。說明錨桿、錨索支護有效控制了巷道的變形,改善了圍巖的應力分布狀況,圍巖屈服得到有效控制,支護效果良好。

3 結論

(1)采用FLAC-3D軟件對山西某礦4201工作面的切眼進行了數值模擬分析,揭示了4201工作面切眼圍巖的垂直和水平應力分布規律,確定了圍巖變形特征和屈服范圍。(2)針對4201切眼無支護模擬結果分析、并參照工程類比法,提出了相應的支護參數,為該礦切眼支護參數提供了依據。(3)通過無支護模擬揭示了大斷面巷道的圍巖應力分布、屈服破壞的范圍,并提出了合理的支護方案,能為同類型巷道支護提供一定參考。

[1]弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應用研究[M].北京:煤炭工業出版社,2006.

[2]柴肇云,康天合,李義寶,等.特厚煤層大斷面切眼錨索支護的作用[J].煤炭學報,2008,37(7):733-737.

[3]侯朝炯,郭勵生,勾攀峰.煤巷錨桿支護[M].徐州:中國礦業大學出版社,1999.

[4]錢鳴高.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業大學出版社,2010.

[5]張東,蘇剛,程晉孝.深井大采高綜采工作面切眼聯合支護技術[J].煤炭學報,2010,35(11):1883-1887.

Reasonable Support Technology for Cutting Holes on Large Cross-section Working Face in Thick Seam

LI Peng-xiang,LU Quan-kuan,LIU Yue-fei
(College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan Shanxi 030024)

Based on the geological condition of No.4 seam,combined with surrounding rocks'geological and mechanical features,using FLAC-3D numerical simulation software,the surrounding rock deformation and stress distribution around cutting holes were studied.An economical and feasible supporting design was presented,which is useful in the similar condition.

cutting holes support;numerical simulation;surrounding rock stress

TD355

A

1672-5050(2012)04-0056-03

2011-11-24

李鵬翔(1985—),男,山東濟寧人,在讀碩士研究生,從事煤礦開采方法及煤礦設計研究工作。

劉新光

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