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回采巷道支護方案數值模擬及可行性研究

2016-06-17 02:26:19侯曉志內蒙古科技大學礦業研究院內蒙古自治區包頭市014010
中國煤炭 2016年2期

侯曉志(內蒙古科技大學礦業研究院,內蒙古自治區包頭市,014010)

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回采巷道支護方案數值模擬及可行性研究

侯曉志
(內蒙古科技大學礦業研究院,內蒙古自治區包頭市,014010)

摘 要為解決寸草塔一礦5-1煤層回采巷道變形嚴重問題,特使用頂板離層指示儀對煤層頂板進行觀測,觀測分析認為,單一使用錨桿支護并不能與頂板巖層形成有效錨固體,必須增加錨索支護。在原支護方式基礎上,設計了5種支護方案,采用FLAC3D數值模擬軟件分析了5種支護方案巷道頂板位移特征。結果表明最佳方案為每排2根錨索和5根錨桿。工程實踐表明最佳方案可以保證巷道頂板的安全。

關鍵詞回采巷道 巷道支護 數值模擬 支護參數

1 工程概況

寸草塔一礦隸屬于神華神東煤炭集團,位于內蒙古自治區鄂爾多斯市伊金霍洛旗境內。首采51134綜采工作面位于5-1煤層第12盤區,井田構造形態與區域構造一致,為簡單的單斜構造,傾角一般在1°~10°,17線以南為沿走向發育寬緩的波狀起伏,向背斜構造。19~20線之間有一正斷層,斷層走向216°,傾角為58°,落差距20m,井田內無巖漿侵入。上覆基巖厚度為21.96~47.31 m,松散層厚度為0~4.32m,以砂質泥巖為主。煤層埋藏深度為104~105m。51134工作面推進長度1250m,傾向長度285m,工作面所采煤層厚度變化不大,結構簡單,煤層厚度為2.2~2.8m,平均厚度為2.5m。煤層頂板相對破碎,裂隙發育;直接頂為細粒砂巖和粉砂巖,老頂為砂質泥巖,不存在偽頂,直接底為砂質泥巖、泥巖,老底為中、細粒砂巖。

2 巷道失穩原因

51134工作面回采巷道為5.0m×3.0m (寬×高)矩形斷面。開采初期,巷道的支護設計依據經驗以及參照相鄰礦井煤層按照圍巖穩定性Ⅱ類(穩定)進行支護設計,頂板支護采用錨桿+菱形金屬網+鋼筋梁的支護形式,頂板錨桿每排4根,兩幫錨桿每排各3根,錨桿直徑統一為22mm的螺紋鋼,長度均為2.2m。開采期間,由于巷道頂板巖層相對比較破碎,且受采動影響,導致錨桿支護受力不均,使得錨桿與破碎頂板未形成有效錨固體結構,巷道頂板部分區域呈現下沉趨勢,致使一些錨桿、金屬網失效;部分區域頂板出現3~5mm的裂縫,且裂縫寬度呈現增大趨勢,已經影響到生產的安全進行。巷幫與底板相對完好。

為掌握頂板離層變化情況,使用頂板離層指示儀監測頂板離層位移變化。觀測點布置在51134工作面前方的回風巷中,共設置2個巷道超前觀測站,實測回風巷道頂板離層變化。隨著工作面的向前推進,Ⅰ測站頂板離層儀深部5m基點在測站距工作面49m時,開始有1mm的離層變形發生,觀測結束時最大變形5mm,淺部3m基點在測站距工作面15m時,有1mm的離層變形發生,最終變形2mm。II測站頂板離層儀深部5m基點在測站距工作面33m時,變形1mm,當工作面推進超前測站位置12 m時,最終位移變形5 mm,淺部3m基點在測站距工作面3m時,有1mm變形發生,最終變形1mm。

通過2個測站的頂板巖層離層位移觀測分析,隨著工作面的推進,受工作面前方支承壓力影響使巷道頂板下位3m的巖層與上位5m巖層的移動變形出現嚴重的不同步現象,說明此時51134工作面的回采巷道頂板巖層已經發生了離層或分離,原來巷道頂板巖層的組合巖梁變成了分離巖梁結構,分離巖梁結構比原組合巖梁整體結構所能承受的載荷要低的多。在此條件下,僅靠當前2.2m的錨桿+菱形金屬網+鋼筋梁的支護形式并不能保證復合破碎頂板的穩定,頂板隨時有冒落的危險。目前最行之有效的解決辦法是使用高強度預應力錨索支護,由于頂板深部5 m基點層位已有位移變形,因此錨索長度必須大于5m以上。

3 錨索長度計算

巷道頂板基本全為軟巖層結構,支護比較困難,按照錨索長度公式計算如下:

式中:L——錨索總長度,m;

La——錨索深入穩定層錨固長度,m;

Lb——需要懸吊不穩定巖體厚度, 取3.6m;

Lc——上托盤及錨具厚度,取0.25m;

Ld——需要外露的張拉長度,取0.35m;

K——安全系數,取2;

d1——錨索鋼絞線直徑,取17.8mm;

fa——鋼絞線抗拉強度,取1860N/mm2;

fc——錨索與錨固劑粘合強度,取10N/mm2。

將相關數據代入式(2),計算得出錨索深入穩定層錨固長度大于1.655m,這里取2m。將所得數據代入式(1)得到錨索的總長度為6.2m,為保證錨索支護的絕對安全,確定錨索長度為6.7m。

最終所選錨索長度為6.7 m,直徑為17.8mm。錨索托板選用300mm×300mm×12 mm(長×寬×厚)的普通鋼板,選用Z23400的樹脂錨固劑,每孔3卷,可以滿足要求。

4 回采巷道支護方案設計及數值模型建立

4.1回采巷道支護方案

回采巷道的支護設計是一個理論結合實際的問題。根據寸草塔一礦5-1煤層的實際條件,在原支護方式的基礎上,結合以往經驗及工程實際情況,設計了5種支護方案,見表1。方案中錨桿的長度2.2m、錨桿排距1.0m,與原方案相同,錨索排距定為2.0m,頂板錨桿、錨索安設角度與頂板呈垂直,通過數值模擬的方法確定頂板最優支護方案。

表1 巷道頂板支護方案

4.2 數值模型建立

根據所設計的支護方案,采用FLAC3D數值模擬軟件進行數值模擬,建立尺寸為65m×40m× 85m模型,固定左右方和下部的邊界條件,上部采用應力邊界條件,上邊界建到地表為自由面。根據研究需要和現場巷道開掘的實際狀況,在回風巷道內選擇具有代表性的區域對圍巖進行取樣,經實驗室測得5-1煤層回采巷道圍巖的力學參數見表2。

表2 5-1煤層及頂底板物理力學參數表

模擬巷道斷面尺寸為5m×3m (寬×高)的矩形巷道。通過控制頂板錨桿數量(每排4根)不變,比較方案一、方案二和方案三支護效果確定頂板錨索數量;通過控制頂板錨索數量(每排1根)不變,比較方案一、方案四和方案五支護效果確定頂板錨桿數量。比較不同數量錨索和錨桿支護條件下的模擬結果,確定最優支護方案。

5 回采巷道支護方案效果分析

5.1每排不同根數錨索位移分布特征

模擬的結果可知,頂板錨桿均為每排4根的情況下,頂板錨索每排分別為1根、2根、3根時,巷道頂板下沉量分別為36mm、27mm、23mm,巷道圍巖位移隨頂板錨索根數的增加而減小,頂板錨索每排從1根增加到2根,位移減小較快,頂板錨索每排從2根增加到3根時,巷道圍巖位移量減小較為緩慢;說明在2根錨索的基礎上繼續增加錨索根數對于改善圍巖狀況效果不明顯,綜合考慮,方案二為錨索支護的最優方案。

5.2每排不同根數錨桿位移分布特征

頂板錨索均為每排1根的情況下,頂板錨桿每排分別為4根、5根、6根時,從模擬的結果得出:巷道頂板下沉量分別為36mm、30mm、26mm,巷道圍巖位移隨頂板錨桿根數增加而減小,頂板錨桿每排從4根增加到5根,位移減小較快,頂板錨桿每排從5根增加到6根時,巷道圍巖位移減小較為緩慢;增加錨桿根數對改善圍巖狀況效果有限,最終,確定方案四為錨桿的最優支護方案。

通過以上數值模擬方案的比較,方案二與方案四的支護效果對提高巷道圍巖穩定性有明顯的改善,繼續加大錨索和錨桿的支護密度對控制圍巖穩定效果不明顯。綜合考慮,寸草塔一礦5-1煤層最優支護方案為頂板錨索由原來的無錨索增加為每排2根錨索,頂板錨桿由原來的每排4根增加到5根。

6 工程應用監測結果

通過上述確立的最優方案,應用到工程實踐中,在51134工作面前方的回風巷道中布置2個巷道超前觀測站(Ⅰ測站和Ⅱ測站),Ⅰ測站布置在距工作面60m處,Ⅱ測站布置在距工作面90m 處,每個測站同斷面分別安裝3個錨桿測力計,Ⅰ測站1號測力計安裝在頂板靠近煤柱側,2號測力計安裝在巷道頂板中部,3號測力計安裝在頂板靠近工作面側,Ⅱ測站3個錨桿測力計安裝位置同Ⅰ測站,通過錨桿測力計對最優支護方案進行錨桿載荷測試。

通過分析錨桿載荷實測數據,可以得出隨著工作面的向前推進,兩個測站錨桿測力計的錨桿載荷實測值在觀測期間總體比較穩定,變化不大,說明該段巷道圍巖穩定性較好,巷道變形破壞輕微,維護效果良好。Ⅰ測站2號測力計錨桿載荷大于Ⅰ測站3號測力計錨桿載荷,也大于Ⅰ測站1號測力計錨桿載荷,Ⅱ測站3個錨桿測力計載荷也符合上述特征;表明錨桿載荷符合巷道頂板中部載荷>頂板工作面側載荷>巷道頂板煤柱側載荷。實踐表明,采用預應力錨索對巷道實施補強加固支護措施后,巷道基本支護-錨桿支護載荷穩定,支護強度足夠,巷道圍巖整體趨于穩定,能夠滿足安全的要求,在完善提高的基礎上可以應用于5-1煤層長壁工作面的巷道支護設計與支護實踐。

7 結語

在確定錨索長度為6.7 m的基礎上,運用FLAC3D數值模擬軟件分析比較了5種支護方案的巷道頂板下沉量,確定巷道每排為2根錨索及5根錨桿為最優支護方案,并將該支護方案應用于工程實踐中,經錨桿測力計檢驗,5-1煤層回采巷道圍巖穩定性得到了有效控制,驗證了改進后支護方案的可行性。

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(責任編輯張毅玲)

Numericalsimulationandfeasibilityresearchonsupportingschemeofminingroadway

HouXiaozhi
(MiningResearchInstitute,InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology,Baotou, InnerMongolia014010,China)

AbstractInordertosolvetheseriousdeformationproblemofminingroadwayin5-1coal seamofCuncaotaNo.1Mine,roofseparationindicatinginstrumentwasusedtoobservetheseam roof,theobservationresultsshowedthatonlyusingboltscouldn'tformaneffectiveroof-boltanchoragebody,andanchorcablesupportingmustbeadded.Onthebasisoforiginalsupporting method,fivekindsofsupportingschemesaredesigned,andtheroofdisplacementcharacteristics ofroadwaywereanalyzedbyusingFLAC3Dnumericalsimulationsoftware.Theresultsshowed thattheoptimalschemewas2anchorcablesand5anchorboltsineachrow,andtheengineering practicesshowedthattheoptimalschemecouldensurethesafetyofroadwayroof.

Keywordsminingroadway,roadwaysupporting,numericalsimulation,supportingparameters

中圖分類號TD353

文獻標識碼A

作者簡介:侯曉志(1988-),男,漢族,博士研究生,從事礦山安全方面的研究。

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