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    千米深井軟巖煤巷支護方式數(shù)值模擬研究

    2011-10-31 05:36:04張念超臧英新
    采礦與巖層控制工程學報 2011年1期
    關鍵詞:大巷深井錨索

    王 成,張念超,臧英新

    (中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221116)

    千米深井軟巖煤巷支護方式數(shù)值模擬研究

    王 成,張念超,臧英新

    (中國礦業(yè)大學礦業(yè)工程學院煤炭資源與安全開采國家重點實驗室,江蘇徐州 221116)

    采用數(shù)值模擬軟件 FLAC5.0對淮南礦業(yè)集團朱集礦 -870m煤層回風大巷不同的支護方案進行了模擬,對比分析不同支護方案的圍巖塑性區(qū)分布情況、圍巖應力分布特征以及圍巖變形特點,得出深井高應力巷道安全控制應以組合支護為主,并提出在巷道周邊圍巖構建閉式承載結構的思路,對深部巷道的圍巖穩(wěn)定性控制具有一定的指導意義。

    深井軟巖;煤層巷道;支護方式;數(shù)值模擬;閉式承載結構

    隨著煤炭需求量的不斷增加,我國煤礦開采深度正在以 8~12m/a的速度繼續(xù)增加[1],許多礦井陸續(xù)進入深部資源開采,如淮南、兗州、徐州、新汶等礦區(qū)開拓深度已經(jīng)達到 800m水平,部分礦井深度延伸至 900~1000m,甚至超過 1000m[2]。礦井進入深部開采后,地質條件普遍復雜,地應力變大,巖層松散破碎、具有流變等特征[3-4]?;茨系V業(yè)集團朱集礦 -870m煤層回風大巷部分巷段位于13-1煤中,屬于典型的深井高地壓軟巖巷道,論文以該巷道為例,開展數(shù)值模擬研究。

    1 地質概況

    淮南礦業(yè)集團朱集礦井田總體構造形態(tài)為一背、向斜,斷層不甚發(fā)育,以邊界斷層及其附生斷層為主,組合規(guī)律性較強;區(qū)內有巖漿巖侵入。13-1煤層全區(qū)均為氣煤,賦存深度大多在 -810~-900m,其直接頂、底板均以泥巖為主,其次為粉砂巖和砂巖,地溫較高。礦井涌水以裂隙充水為主,礦井的正常涌水量為 267m3/h,最大涌水量為387m3/h,太灰?guī)r溶裂隙含水層的突水量為1152m3/h。

    具體地質條件見圖 1。

    圖1 巖層綜合柱狀圖 (單位:m)

    2 數(shù)值模擬研究

    2.1 數(shù)值計算模型

    根據(jù)朱集礦提供的現(xiàn)場地質資料和巷道礦壓觀測數(shù)據(jù),模擬 -870m煤層回風大巷的圍巖塑性區(qū)分布情況、圍巖應力分布特征以及圍巖變形特點,從彈性力學與塑性力學的計算角度考慮,模型尺寸應為工程尺寸的 3~5倍 (水平方向)、2~3倍(垂直方向),建立相應的分析模型。模型尺寸長×寬 =80m ×43m,巷道寬 ×高 =5.0m ×4.1m。模型的左、右及下邊界均為位移固定約束邊界,上邊界為應力邊界,按上覆巖層厚度施加均布載荷。圍巖相關物理力學參數(shù)以 -870m煤層回風大巷為例,選取 “摩爾 -庫倫”強度破壞準則[5]。

    模型網(wǎng)格大小為 0.5m×0.5m,整個計算模型的網(wǎng)格數(shù)目為 140×61,共計 8540個網(wǎng)格。

    2.2 模擬方案

    根據(jù)朱集礦 -870m煤層回風大巷的巖層地質條件,巷道頂?shù)装鍨樯百|泥巖,抗壓強度低,開挖后變形較大。因此,以高強錨桿為基礎,以高預緊力為核心,使支護體與圍巖形成協(xié)調統(tǒng)一的承載結構,有效調動圍巖自身的承載能力[6-7],針對 -870m煤層回風大巷及底鼓控制提出如下模擬方案:

    方案 1 單一架棚支護,U29型,見圖 2(a)。

    方案 2 錨桿索組合支護,錨桿長度為 2.8m,錨索長度為 6.3m,見圖 2(b)。

    方案 3 全斷面錨桿索,錨桿長度為 2.8m,錨索長度為 6.3m,見圖 2(c)。

    方案 4 底板桁架錨固 +底板中間開槽加固底板,見圖 2(d)。

    圖2 不同方案的支護形式

    2.3 數(shù)值分析

    原巖應力是引起圍巖變形、破壞的基本作用力,隨著開采深度的增加而增大。所以,隨采深的增加,巷道圍巖壓力會明顯增長,巷道礦壓顯現(xiàn)將更加劇烈。-870m煤層回風大巷埋深約 900m,其圍巖強度較小,地應力高。

    由圖 3可以看出,巷道開挖后塑性區(qū)迅速向圍巖深部擴展,發(fā)展范圍較大,與此同時高應力不斷向圍巖深部轉移,巷道淺部圍巖承載能力急劇下降,采用單一架棚的被動方案 1無法控制巷道圍巖壓力,巷道收斂非常嚴重,以兩幫變形和底鼓為主。該方案兩幫變形量為 1062.3mm,頂?shù)装鍨?43.3mm(見表 1)。巷道底板變形非常強烈,在巷道底板和兩幫底腳均發(fā)生破壞。

    圖3 單一架棚支護 (方案 1)

    表1 方案 1和方案 2的巷道四周變形

    因此,-870 m煤層回風大巷必須采用積極主動的高強度的支護形式,才能對巷道進行長期有效地控制,特別是位于構造影響區(qū)域的巷段。

    由圖 4可知,采用錨索對巷道頂板和兩幫關鍵部位進行加強,與錨桿共同作用,圍巖塑性區(qū)有了明顯的改善,由圍巖深部向巷道圍巖淺部收縮,頂板的塑性區(qū)明顯比單一架棚或錨桿少;高應力由深部向淺部轉移,淺部圍巖應力均有不同程度的上升,提高了淺部圍巖的承載能力。頂板錨桿和錨索

    通過較高的預應力作用于頂板,使頂板形成了預應力承載梁結構,抗剪強度和抗變形能力大大提高,并有效的向巷道兩幫深部分解應力,同時底腳錨索將巷道兩幫錨固在巷道底板較穩(wěn)定的巖層,在兩幫和底板形成一個相對的封閉擠壓區(qū)域。錨桿索充分調動了主次承載區(qū) (深部圍巖和淺部圍巖)自身的承載能力,優(yōu)化了圍巖的應力場,巷道的頂板下沉、兩幫移近量都明顯下降,分別為175.2mm和 468.8mm,巷道底鼓也有所緩解,為452.7mm,但是仍然比較嚴重。

    圖4 錨桿索組合支護 (方案 2)

    圖5 全斷面錨桿索支護 (方案 3)

    由于 -870m煤層回風大巷服務年限較長,圍巖的塑性變形和黏性流變較大 (尤其是松軟破碎的圍巖),巷道要經(jīng)受長期較大的蠕變和流變,如果開放的底板得不到有效治理,將加劇巷道的蠕變和流變變形,最終導致錨桿索失效,巷道失穩(wěn)破壞。因此,必須對巷道底鼓進行強有力的控制,限制巷道的蠕變和流變。

    分析圖 5、圖 6和表 2可得,采用全斷面錨桿索、底板錨索梁和底板中間開槽加固底板的支護形式,在巷道周邊能形成一個完全的封閉擠壓區(qū)域,這一封閉擠壓區(qū)域的整體承載能力大大增強,巷道的整體穩(wěn)定性提高,不僅使巷道圍巖塑性區(qū)進一步減小,在巷道底板出現(xiàn)小范圍的彈性區(qū),還優(yōu)化了圍巖應力場,使高應力繼續(xù)向巷道周邊轉移,同時,控制圍巖效果顯著,兩方案圍巖變形均較小。

    表2 方案 3和方案 4的巷道四周變形

    3 結論

    (1)對于深井高應力煤層巷道,圍巖塑性區(qū)發(fā)展迅速,單純依靠架棚或錨桿支護,均無法適應深井全斷面來壓的應力環(huán)境,必須采用高強度支護形式及時主動控制圍巖變形。錨索在控制圍巖變形中起到了關鍵作用,調動了主次承載區(qū)自身的承載能力,對優(yōu)化調整圍巖應力場及整體支護結構的形成起到至關重要的作用。

    (2)松散破碎圍巖體可錨性差,巷道圍巖長期蠕變和流變易導致錨桿支護失效,因此,深部巷道以組合支護為主,在錨桿索支護的基礎上采用其他有效支護形式進行補強,如架設 U型棚,才能保障巷道的安全,滿足礦井安全生產(chǎn)要求。

    (3)深井高應力巷道在底板開放時,巷道底鼓變形都很嚴重,導致圍巖結構失穩(wěn),因此必須在巷道周邊圍巖構建一個完全封閉的擠壓區(qū)域即閉式承載結構,才能從根本上控制巷道圍巖變形,維護巷道的長期穩(wěn)定。

    圖6 底板錨索梁 +底板中間開槽加固底板 (方案 4)

    [1]何滿潮,謝和平,彭蘇萍,等 .深部開采巖體力學研究[J].巖土力學與工程學報,2005,24(16):2804-2812.

    [2]李海燕,劉端舉,孫慶國,等 .千米深井軟巖巷道破壞機理及支護技術研究 [J].山東大學學報,2009,39(4).

    [3]蔡美峰,何滿潮,劉東燕 .巖石力學與工程 [M].北京:科學出版社,2002.

    [4]陳炎光,陸士良,徐永圻 .中國煤礦巷道圍巖控制 [M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1994.

    [5]劉 波,韓彥輝 .FLAC原理、實例與應用指南 [M].北京:人民交通出版社,2005.

    [6]張 農,高明仕 .煤巷高強預應力錨桿支護技術與應用 [J].中國礦業(yè)大學學報,2004,33(5).

    [7]張 農,王 成,高明仕,等 .淮南礦區(qū)深部煤巷支護難度分級及控制對策 [J].巖土力學與工程學報,2009,28(12):2421-2428.

    [責任編輯:林 健 ]

    Numerical Simulation of Supporting Coal Roadway Surrounded by Soft Rock i n 1000m Deep Mine

    WANG Cheng,ZHANG Nian-chao,ZANG Ying-xin
    (State Key Laboratory of Coal Resources&Safety Mining,Mining Engineering School,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221116,China)

    Applying numerical software FLAC5.0 to simulating different supporting projects of air-roadway at-870m in Zhuji Colliery of Huainan Mining Group,plastic area distribution,stress distribution and deformation characteristic of surrounding rock under different supporting projects was analyzed.Results showed that deep roadway with high-stress should be controlled by combined supporting.A concept of constructing closed loading structure in surrounding rock of roadway was put forward,which could provide reference for roadway stability control.

    soft rock in deep mine;coal roadway;supporting manner;closed loading structure;numerical simulation

    TD353

    A

    1006-6225(2011)01-0048-04

    2010-09-25

    “十一五”國家科技支撐計劃 (2007BAK28B04);國家自然科學基金青年科學基金資助項目 (50904064);中國礦業(yè)大學煤炭資源與安全開采國家重點實驗室自主研究課題 (SKLCRS M09X03);煤炭資源與安全開采國家重點實驗室開放基金項目 (08KF10);中國礦業(yè)大學青年科研基金資助項目 (2008A004)。

    王 成 (1984-),男,安徽含山人,博士研究生,從事煤礦巷道圍巖控制方面的研究。

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