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巷道過陷落柱支護方案的優化研究

2017-06-15 18:24:32曹義勇
山西焦煤科技 2017年3期
關鍵詞:錨桿圍巖變形

曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦,山西 古交 030200)

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巷道過陷落柱支護方案的優化研究

曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦,山西 古交 030200)

西曲礦28308正巷過陷落柱時,由于其附近煤、巖層風化,局部裂隙帶發育處風化為黃泥,采取原支護方案時,巷道頂板錨桿失效,底板軟化,兩幫破碎嚴重,降低了掘進效率。為此,采用數值模擬與工程類比的方法,對其原支護方案進行了優化設計,縮小棚距為600 mm,通過局部圍巖硬化實現幫部噴漿與底板硬化,幫部噴漿厚度為30 mm,底板硬化厚度為150 mm. 現場試驗得出,優化后的支護方案有效解決了頂板失效、兩幫破碎、底板下陷等問題,為該巷道的高效掘進節省了寶貴的時間。

巷道;陷落柱;數值模擬;變形破壞;棚距;噴漿;底板硬化;支護

陷落柱在我國絕大多數礦井均有分布,古交礦區陷落柱分布十分復雜,大部分陷落柱附近的煤、巖存在不同程度的分化,局部裂隙已發育為黃泥,黃泥帶的存在,使得局部圍巖軟化,如何控制此類巷道的圍巖變形是國內學者研究的重點之一[1-2]. 我國學者結合軟巖巷道圍巖變形控制的理論計算、數值模擬[3-6]以及現場觀測等手段建立了一些分析模型,如圓形厚壁桶模型、橢圓形截而模型以及流固藕合動力學模型等,分析了陷落柱的形成機理,給出了陷落柱局部風化為黃泥后的圍巖控制依據。很多情況下,為了提高掘進效率,減少工作面翻修次數,過陷落柱時,由于陷落柱周圍塑性區的分布復雜多變,陷落柱內巖體松散復雜以及工作面采動應力的疊加,給工作面的安全生產造成很大的影響,這就有可能造成原支護方案不合理,進而產生圍巖變形與破壞問題。

本文將用數值模擬的辦法,首先模擬西曲礦28308正巷原支護方案下圍巖塑性破壞與變形情況,然后,結合陷落柱圍巖控制依據、工程類比等方法對原支護方案進行優化,解決頂錨桿失效、兩幫破碎嚴重、底板軟化等問題,保證掘進巷道能夠安全高效順利通過陷落柱。

1 28308正巷地質條件

西曲礦28308正巷長度為1 051 m,巷道形狀為矩形,矩形斷面寬為4.5 m,高為3.5 m,斷面積為15.75 m2. 該巷道由掘進四隊進行施工,施工至地測9#點前56.8 m處揭露陷落柱E2333. 目前,左幫已過4 m,右幫已過4.2 m,巷道剖面圖見圖1. 預計該陷落柱沿施工方向長度還有30 m過完,受陷落柱E2333的影響,陷落柱附近煤、巖層風化,局部裂隙帶發育處風化為黃泥。

圖1 巷道剖面圖

2 原支護方案及存在的問題

過陷落柱時原支護方案采取鐵棚+錨桿的聯合支護方式,巷道斷面為梯形,毛斷面:上寬3.6 m,下寬4.6 m,高3.4 m;凈斷面:上寬3.3 m,下寬4.3 m,高3.2 m. 永久支護采用鐵棚+錨桿支護,棚距為1.0 m. 金屬棚規格為:棚梁長為3.5 m(凈口寬為3.3 m),棚腿長度為3.4 m,凈高為3.2 m. 頂錨桿采用:d20 mm×1 800 mm的無縱肋螺紋鋼錨桿,并配套碟形鐵托片;頂錨桿呈矩形布置,每排打設3根,3根頂錨桿均垂直頂板打設,頂錨桿間排距為1.2 m×1.0 m. 原支護方案見圖2.

圖2 原支護方案圖

采用原支護方案時,現場發現,由于裂隙帶發育處黃泥的存在,打設頂錨桿時,對圍巖的控制效果很差,兩幫出現片幫,底板下陷,嚴重影響了施工效率,延長了工期,不利于掘進工作的順利進展。

因此,有必要對此處的巷道進行加強支護,進而確保施工安全及施工效率。本文將用數值模擬軟件FLAC3D,模擬該地質條件下巷道圍巖塑性破壞情況及圍巖變形情況,進而對原支護方案進行優化。

3 原支護方案的數值模擬

3.1 圍巖塑性破壞情況

參照西曲礦28308正巷的生產地質條件,建立基于FLAC3D的有限差分數值模型,模擬范圍長120 m×寬1 m×高60 m. 模型中,對應煤巖層的抗拉強度、密度、抗壓強度、抗剪切內摩擦角等參數,依照西曲礦的相關地質數據進行賦值。

采用原支護方案時,從圍巖塑性破壞區分布情況(圖3)可以看出,頂板圍巖受拉伸與剪切破壞,通過數小格子的方式,可以計算出塑性破壞深度已達到3 m以上,這說明采用長度為2 400 mm的錨桿,已不足以對頂板圍巖形成約束,證實了上面出現的問題,即頂錨桿失效。通過分析兩幫與底板圍巖破壞情況,可得出,兩幫與底板均進入了塑性破壞區,底板破壞深度在2 m左右,兩幫破壞深度在1 m左右,這與底板變形量大、兩幫破碎嚴重情況相吻合。

圖3 原支護圍巖塑性破壞區分布圖

3.2 圍巖變形情況

計算收斂后,將計算中監測到的頂板、底板、左幫、右幫變形量繪制成表格,見表1.

表1 原支護圍巖變形量表

由表1可以看出,頂底板變形量大于兩幫變形量,頂板下沉量最大為343 mm,底板變形量最大達到279 mm,頂底板相對移近量達到622 mm;左幫變形量最大為185 mm,右幫變形量最大為191 mm,兩幫相對移近量達到376 mm.

通過以上分析圍巖塑性區分布與變形情況,可以看出,原支護方案下,巷道變形量大,圍巖破碎,錨桿失效,底板下陷嚴重,不滿足安全生產的要求,同時也降低了掘進效率,因此,必須尋求新的支護方式,對該處巷道的支護進行優化,即加強支護。

4 支護方案的優化

通過西區礦最新地質資料可以看出,28308正巷遇到的陷落柱泥化很嚴重,根據工程經驗,該類型巷道的支護不能打設錨桿時,需要通過縮小棚距、噴漿、底板硬化等方法來加強支護。

4.1 棚距的選定

數值模擬中,分別選定棚距為1 000 mm、800 mm、600 mm. 監測到的表面位移數據見表2.

表2 不同棚距圍巖變形量表

由表2可得出,隨著棚距的縮小,圍巖變形量逐漸收斂,當棚距從1 000 mm縮小到800 mm時,圍巖變形量縮小的幅度不大,當從800 mm縮小到600 mm時,變形量縮小的幅度很大,頂底板相對移近量已經縮小到267 mm,兩幫相對移近量已經縮小到219 mm,這種棚距下的支護基本能夠滿足安全生產的需求。因此,最終選定棚距為600 mm.

4.2 噴漿與底板硬化

在數值模擬參數賦值中,通過局部圍巖硬化來實現幫部噴漿與底板硬化,計算收斂后,塑性破壞區分布情況見圖4. 與圖3相比,頂底板的塑性破壞區域明顯減小,說明此方法可以有效解決巷道過陷落柱時圍巖破碎的問題。

圖4 局部圍巖硬化后塑性破壞區分布圖

支護方案優化后圍巖變形量見表3. 由表1,表2,表3可以看出,噴漿與底板硬化后,頂底板相對移近量已控制在144 mm左右,兩幫相對移近量控制在98 mm左右,此時,圍巖的變形量明顯減少,完全能夠滿足安全生產的要求。

4.3 優化后的支護方案

根據數值模擬的結果與工程經驗,最終確定28308正巷過陷落柱時的優化方案見圖5.棚距縮小為0.6 m,盤幫勾頂為盤六勾八,棚腿穿木鞋,木鞋規格為200 mm×200 mm×100 mm. 棚腿柱窩深度為150 mm. 幫部噴漿厚度為30 mm,底板硬化厚度為150 mm.

表3 支護方案優化后圍巖變形量表

現場施工過程中,底板硬化時的維護方式見圖5,按圖5所示間距鋪設工字鋼,其中巷道中間及煤柱幫梁端下為兩根工字鋼一組,錯開搭接并用鐵絲捆綁,其余為一根工字鋼一組,工字鋼上鋪鋼筋網,于巷道中間打設一排點柱,每兩架棚子打設一根點柱,有壓力顯現處每一架棚子打設一根點柱,點柱長3.0 m. 點柱規格為直徑20~22 cm的紅松圓木;鋼筋網規格為1.2 m×1.7 m.

圖5 優化后的支護方案圖

5 現場試驗效果

28308正巷過陷落柱的長度約為36 m,用15天的時間順利通過了該陷落柱,在此期間,為了檢驗支護方案優化后的施工效果,現場布置了3個測站,監測該巷道過陷落柱期間的圍巖表面位移,通過現場測量數據及后期的數據處理,將最大測點的表面位移繪圖見圖6. 由圖6可以看出,15天工期內,頂底板最大移近量為122 mm,兩幫移近量最大為91 mm,與數值模擬的結果基本吻合,這說明,該優化方案能夠很好地解決28308正巷過陷落柱時頂板錨桿失效,頂底板及兩幫圍巖變形嚴重等問題。

圖6 測點表面位移曲線圖

6 結 論

本文主要針對西曲礦28308正巷過陷落柱時遇到的問題,用數值模擬與工程經驗的方法,對原支護方案進行了優化,并對現場試驗效果進行了分析,得出,優化后的支護方案能夠有效解決頂板錨桿失效、兩幫破碎、底板下陷等問題,從而為掘進工作的順利開展節省了時間,同時提供了安全保障。

[1] 楊武洋.煤礦陷落柱賦水特征的綜合物探探查原理與方法[J].采礦與安全工程學報,2013,30(1):45-50.

[2] 王家臣,王樹忠,熊崇山.五陽煤礦陷落柱發育特征及突水危險性評價[J].煤炭學報,2009,34(7):922-926.

[3] 王家臣,楊勝利.采動影響對陷落柱活化導水機理數值模擬研究[J].采礦與安全工程學報,2009,26(2):140-144.

[4] 李連崇,唐春安,梁正召,等.煤層底板陷落柱活化突水過程的數值模擬[J].采礦與安全工程學報,2009,26(2):158-162.

[5] 宋彥琦,土興雨,程 鵬,等.橢圓形陷落柱厚壁筒突水模式力學判據及數值模擬[J].煤炭學報,2011,36(3):452-455.

[6] 許進鵬,梁開武,徐新啟.陷落柱形成的力學機理及數值模擬研究[J].采礦與安全工程學報,2008,30(1):82-86.

Study on Optimizing of Support Scheme for Roadway passing Collapse Column

CAO Yiyong

The No.28308 main roadway tunneling in Xiqu coal mine is passing the subsided column, due to the weathering effect in the tunnel, roof and bottom and two rib sides in the roadway are weakened, and some of the rock has been weathered into yellow mud, caused the support invalid with traditional bolt, the tunneling efficiency decreased too. The numerical simulation and engineering analogy method are used to optimize the design of the original support scheme, and the shed distance shortened to 600 mm. The surrounding rock in rib sides is hardened with thickness of 30 mm, the thickness for floor hardening is 150 mm. Field test shows that the optimized support scheme solves the problems of roof failure, rib sides broken, and floor subsidence effectively, saves time.

Roadway; Collapse column; Numerical simulation; Deformation failure; Shed distance; Guniting; Floor hardening; Support

2017-02-01

曹義勇(1977—),男,山西應縣人,2010年畢業于太原理工大學,工程師,主要從事煤礦生產管理工作

(E-mail)2799114252@qq.com

TD353

B

1672-0652(2017)03-0028-04

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