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大斷面煤巷支護設計優化及應用研究

2014-11-26 12:12:22梁文明
中國煤炭 2014年1期
關鍵詞:錨桿優化

梁文明

(汾西礦業集團新柳煤業公司,山西省呂梁市,032000)

在綜采放頂煤技術不斷發展的今天,采掘設備大型化是必然趨勢,與之配套的巷道的斷面也隨之增大,大斷面巷道給巷道圍巖控制帶來了挑戰。尤其是當巷道頂板破碎、支護不及時和不合理時,就會出現頂板離層、巷道變形、片幫,甚至冒頂事故,所以對于大斷面煤巷選擇合理的支護方式和支護參數具有重要的意義。

現階段,煤巷設計要綜合考慮支護安全、支護成本、掘進進度等因素,盡可能做到投入產出比最大化。常用的煤巷支護設計方法主要有工程類比、理論計算、數值模擬和監控設計4種。本文在工程類比的基礎上給出改進方案,利用FLAC3D數值模擬的先驗性,最后通過工程監測后驗支護效果好壞及支護效果的合理與否。

1 工程概況

金莊礦2203運輸巷位于+1135水平,地面標高為+1488m,該段地層屬石炭系上統太原組C3t,2203運輸巷建在3-5#煤層底板,煤層傾角2°~3.5°,合并區煤層全厚平均為22.04m,純煤厚平均20.58m,煤層含多層夾石,其巖性為黑色炭質泥巖,泥質結構,塊狀構造,受地質構造影響煤層結構復雜,松軟破碎,普氏系數f=1.1。頂、底板及夾矸巖性一般為高嶺巖、高嶺質泥巖、砂質泥巖和炭質泥巖,局部為粉砂巖或細粒砂巖。2203運輸巷所處煤層較厚、煤體破碎,掘進地質條件復雜,支護困難。該巷為直角矩形斷面,巷道寬5.2m,高3.7m,鋪底為0.2mm,運輸巷凈斷面積為18.2m2,如圖1所示。

圖1 運輸巷斷面圖

原支護方案頂錨桿采用?22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為900mm×1000mm,錨索采用 “三二三”布置,規格為?17.8mm×8300mm,排間距為2000mm×2000 mm。左幫采用?20mm×2200mm左旋螺紋玻璃鋼錨桿,間排距為1200mm×1000mm。右幫采用?22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為1200mm×1000mm。巷道兩上肩窩處分別補打錨桿,規格同頂板錨桿。運輸巷所在石炭紀特厚煤層受地質構造影響,節理裂隙非常發育,煤體破碎,加之煤巷掘進斷面大,導致巷道支護困難,支護時間長,掘進支護效率低。從原支護方案的支護效果看,巷道頂板存在兩幫移近量大,頂板離層嚴重的問題,時有漏頂、冒頂的現象發生,給生產安全帶來較大隱患。為更利于掘、支平衡和工作面的接替,保證礦井安全、高效和經濟生產,需要對原支護方案進行優化設計。

2 方案優化設計

根據原方案提供的支護參數和實際效果,結合該礦支護效果較好的同類巷道的支護方案,采用工程類比法設計了3種改進方案。

(1)改進方案1:與原支護方案相比,去掉頂板兩肩窩處補打的錨桿,頂板支護其余參數不變。兩幫的支護方式同原支護方案。

(2)改進方案2:頂板支護參數如方案1。兩幫所有錨桿換成?22mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿 (同頂錨桿的強度),間排距保持不變。且每隔兩排用一根錨索替代原位置處一根錨桿,規格采用?15.24mm×5000mm。其余支護參數不變。

(3)改進方案3:幫錨桿支護同方案二,頂錨桿支護方案為去掉巷道頂板兩肩窩處補打的錨桿,頂板的錨索支護由 “三二三”支護變為 “二二”支護,支護的排拒為1500mm,一排在兩鋼帶之間,一排在垂直距離1500mm的鋼帶兩端 (即巷道上頂角處),且保持與豎直方向30°夾角進行交替支護。

3 模型的建立

采用FLAC3D建立巷道的三維立體力學模型及計算模型網格,其幾何尺寸為50m×6m×45m,計算模型共有67992個單元和75478個節點。

巷道數值模擬為全斷面一次開挖,一掘一錨,模擬開挖進尺為1m。模擬所用物理力學參數來自實驗室的實驗結果。

2203運輸巷巖層物理、力學參數如表1所示。

表1 模型各巖層物理力學參數

4 相對最優方案的提出

運用FLAC3D對3種支護方案的支護效果進行模擬,模擬結果與原方案進行對比,如表2所示。

從表2中可以看出,改進方案1和2的頂板最大位移量、幫部最大位移量及頂板錨桿最大軸力相差不大,幫錨桿的軸力比較大,接近屈服強度;改進方案3的幫錨桿軸力也較大,因此應該加強巷道幫部的支護強度。改進方案3的頂板位移量要明顯小于其它兩種方案,此種方案的頂板支護是較優的。

表2 支護方案的穩定性分析

圖2 較優方案支護布置圖

在綜合分析3種改進方案的基礎上,同時綜合考慮經濟成本和施工條件,設計出金莊礦2203運輸巷優化的支護方案,見圖2。

(1)頂板支護方案。巷道頂板采用規格為?22mm×2400mm的20MnSi左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為900mm×1000mm,托盤均選用高強度托盤,托板規格為150mm×150mm×10 mm,錨桿錨固均采用兩支樹脂藥卷錨固,一支規格為K2335,另一支規格為Z2360,錨固長度為1200mm,預緊力不小于60kN。

錨索為 “二二”布置,規格采用?17.8mm×8300mm,排距為1500mm,一排在兩鋼帶之間,一排在垂直距離1500mm的W鋼帶上的兩端 (即巷道上頂角處),且保持與豎直方向30°夾角,進行交替支護。配套金屬托板規格均為300mm×300mm×20mm。

頂板金屬網采用?6.0冷拔鋼筋制作,規格為2000mm×1000mm,網格為80mm×80mm。頂板托梁均選用W型鋼帶,規格為4700mm×220mm×3mm (長×寬×厚),錨桿均布置在鋼帶上。

(2)兩幫支護方案。巷道左幫為玻璃鋼錨桿同金屬網聯合支護。玻璃鋼錨桿均采用?22mm×2400mm左旋螺紋樹脂錨桿,間排距為1000mm×1000mm。托盤均選用塑鋼托盤,托盤規格為150mm×150mm×10mm,螺帽均為塑鋼。玻璃鋼錨桿均采用樹脂藥卷錨固,規格為Z2360樹脂藥卷,錨固長度為600mm,錨固力不小于70kN,玻璃鋼錨桿均采用三花布置。左幫采用塑料網,規格為2000mm×1000mm (長×寬),網格為50mm×50mm,鋼筋網與塑鋼網連接處不搭接。

巷道右幫采用?22mm×2200mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為1000mm×1000mm,托盤均選用高強度托盤,托板規格為150mm×150mm×10mm,錨桿錨固均采用兩支樹脂藥卷錨固,一支規格為K2335,另一支規格為Z2360,錨固長度為1200mm,錨固力不小于6t,預緊力不低于60 kN。采用?6.0冷拔鋼筋制作的金屬網,規格為2000mm×1000mm,網格為100mm×100mm。

巷道底板鋪底厚度均為200mm混凝土,混凝土強度為C25。

(3)優化方案與原方案對比分析。優化方案與原方案的區別在于優化方案將原方案上肩窩處的兩排錨桿放到了幫部,此時各幫每排有4根錨桿支護,頂板的錨索由 “五花”布置,變為 “二二”布置,且一排布置在錨帶中間,一排布置在錨帶兩端。2203運輸巷采用改進的優化方案后各個指標如表3所示,優化后的方案在巷道圍巖的位移量、塑性區及錨桿和錨索的受力控制方面都優于原方案,使運輸巷兩幫塑性區深度由原方案的4.43m減小到3.86m,減小了13.0%;幫部錨桿錨固力由150kN減小到108.5kN,減小了27.7%;頂板最大位移由45.6mm減小到34.8mm,減小了23.7%。由此可見,優化后的方案能夠有效維持巷道的穩定性,支護的安全性大大提高。

根據現場測算統計,優化方案與原方案相比,頂板兩肩窩處的2排錨桿移到兩幫安裝,使得安裝錨桿的時間減少,每支護100m長巷道節省時間210min。另外,優化后的錨索打在鋼帶孔內替代錨桿,相當于每排少打了3根錨桿,每6排多打了1根頂錨索,每支護100m長巷道,多打7根頂錨索、66根錨桿,但每施工100m巷道卻節省支護時間262.8min。以上兩項使得每支護100m巷道累計節省時間472.8min。

表3 優化方案與原方案支護效果對比

5 結語

(1)基于工程類比、數值模擬和工程監測技術的綜合設計方法,能夠滿足大斷面煤巷支護安全、節約成本、加快進度的要求。

(2)應用FlAC3D進行大斷面煤巷支護優化設計能較快地得到優化方案,為實現煤巷的快速安全高效支護提供基礎。優化方案實施后,運輸巷兩幫塑性區、幫部錨桿錨固力、頂板最大位移都比原來減小10%~30%,每支護施工100m節省時間約8h,明顯提高煤巷的掘進速度。

[1]許志東,許磊,楊俊章.厚煤層大斷面煤巷支護技術研究[J].能源技術與管理,2013(1)

[2]嚴紅,何富連,張守寶等.垮冒煤巷頂板模擬分析與支護研究[J].中國煤炭,2010(1)

[3]王茂源,薛華俊,白曉生等.基于FLAC3D的煤巷支護方案優化及應用[J].中國煤炭,2012(9)

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[5]袁欣鵬,梁冰,王巖等.大斷面煤巷錨桿支護數值模擬優化設計[J].水資源與水工程學報,2013(2)

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