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    基于FLAC3D復合頂板煤巷錨桿支護參數(shù)優(yōu)化*

    2015-03-09 01:54:12李世平王曉磊
    現(xiàn)代礦業(yè) 2015年5期
    關鍵詞:煤巷塑性間距

    李世平 王曉磊

    (內(nèi)蒙古科技大學礦業(yè)與煤炭學院)

    基于FLAC3D復合頂板煤巷錨桿支護參數(shù)優(yōu)化*

    李世平 王曉磊

    (內(nèi)蒙古科技大學礦業(yè)與煤炭學院)

    針對老石旦煤礦煤層厚度及埋深較大,煤層頂板互層為復合頂板,且層間巖體性質(zhì)差距較大等特點,采用數(shù)值模擬方法對其煤巷頂板支護錨桿間排距進行優(yōu)化。結果表明:錨桿間排距由0.7 m擴大到0.8 m時,巷道圍巖塑性區(qū)及表面位移變化不明顯,繼續(xù)擴大到0.9 m時二者變化量增大。結合支護經(jīng)驗,確定錨桿間排距為0.8 m,可獲得良好的支護效果。

    復合頂板 數(shù)值模擬 錨桿支護 間排距

    復合頂板巷道在煤礦中分布廣泛,是國內(nèi)外巷道支護的難題之一[1]。煤礦巷道掘進中,錨桿支護為一種主動支護方式,能及時加固圍巖并和圍巖共同構成承載體[2-4],提高了圍巖自身強度和承載力,支護效果好,強度大,成本低。

    老石旦煤礦位于內(nèi)蒙古自治區(qū)烏海市,礦區(qū)走向長7.12 km,寬1.7 km,井田面積為9.776 4 km2。16404運輸巷位于北三井口西南部,布置于16#煤層中,工作面標高為830~855 m。16#煤層屬穩(wěn)定的中厚煤層,平均厚8.8 m,煤層結構復雜,含3~4層夾矸,走向北西,傾向北東,傾角8°~18°,硬度系數(shù)f≤3,煤層層理節(jié)理較為發(fā)育。

    現(xiàn)回風巷已掘進完畢,運輸巷北翼段正在掘進中,巷道支護采用工程類比法設計,回風巷錨桿以0.7 m間排距支護來看,支護效果一般,存在支護成本高、掘進工效低、掘進支護接替緊張等不足,對錨桿間排距優(yōu)化很有必要。

    FLAC3D是在分析拉格朗日差分法的基礎上編制的一種程序[5-6],分析原理基本類似于離散元法,能夠采用非連續(xù)方法對連續(xù)介質(zhì)做出大變形處理分析,特別適用于井下巷道圍巖變形支護問題的研究。

    1 巷道支護參數(shù)優(yōu)化

    1.1 模型建立

    模型長、寬、高分別為60,30,40 m,共劃分46 080 個單元。材料本構模型采用摩爾-庫侖模型,模型周邊及底部為位移邊界條件,法向位移約束[7-9],模型頂部為垂直應力邊界,所受載荷量為上覆巖體層重力(模型埋深按照500 m計算)。根據(jù)現(xiàn)場所取的巖樣,得到室內(nèi)試驗巖塊力學參數(shù),折減后得到巖體參數(shù),見表1。有限元模型見圖1。

    表1 16#煤層圍巖物理力學參數(shù)

    圖1 有限元模型

    1.2 模擬方案設計

    16404運輸巷北翼段采用錨桿(索)、金屬網(wǎng)和W型鋼帶聯(lián)合支護,樹脂錨桿全長錨固,頂錨桿為φ20 mm×2 400 mm,幫錨桿為φ18 mm×2 000 mm,錨索為φ21.6 mm×7 300 mm。錨桿預緊力為25 kN,錨索預緊力為50 kN。模擬巷道凈尺寸(寬×高)為5 000 mm×3 200 mm的直墻拱形巷道,巷道沿16-4#煤層底板掘進。

    為了反映錨桿支護參數(shù)改變對巷道圍巖穩(wěn)定性的影響,在不考慮動壓作用[10]時設計如下模擬方案:方案Ⅰ,錨桿間排距為0.7 m;方案Ⅱ,錨桿間排距為0.8 m;方案Ⅲ,錨桿間排距為0.9 m。

    2 數(shù)值模擬及分析

    針對以上3種數(shù)值模擬方案,分別從巷道圍巖的塑性區(qū)分布和巷道表面位移等方面,分析16404運輸煤巷錨桿支護效果。

    2.1 不同間排距下巷道塑性區(qū)分布

    拱形巷道錨桿間排距分別為900,800,700 mm時,數(shù)值模擬煤巷圍巖塑性區(qū)分布如圖2所示,巷道兩幫、頂板、底邊的塑性破壞區(qū)深度如表2所示。

    圖2 不同間排距下的塑性區(qū)分布

    表2 不同間距下巷道破壞深度統(tǒng)計分析

    由以上分析可知,隨著錨桿間距的增大,圍巖塑性區(qū)范圍及破壞最大深度逐漸擴大,說明巷道圍巖的穩(wěn)定受錨桿間距改變的影響較大。錨桿間距由700 mm增至800 mm時,圍巖破壞程度的增加幅度較小,之后,間距增大到900 mm,錨桿數(shù)不再變化,塑性區(qū)的最大深度增長,頂?shù)装灞憩F(xiàn)尤為明顯。因此,分析認為800 mm的間距較為合適,同原方案相比,在減少支護費用的同時還可以加快掘進速度。

    2.2 不同間排距下巷道位移變化

    數(shù)值模擬拱形巷道錨桿間排距分別為700,800,900 mm時,煤巷圍巖位移云圖如圖3所示。根據(jù)位移云圖繪制出巷道圍巖深部位移變化曲線,如圖4所示。錨桿間距分別為700,800,900 mm時,巷道頂?shù)装濉蓭蛧鷰r最大位移見表3。

    根據(jù)表3中數(shù)據(jù),錨桿間距由700 mm增至800 mm時,巷道垂直位移與水平位移均有所增加,幫移近量增加最大,達到了32%,頂板移近量最小,僅為3%;隨著間距的進一步增大,圍巖移近量隨之繼續(xù)增加,在原位移量的基礎上,頂?shù)装迮c幫部分別又增加了32%、27%、11%,使得頂板與兩幫的絕對位移量分別達到了89.14,62.91 mm,接近于原來的1.5倍。因此,從經(jīng)濟與安全角度考慮,選擇間排距為800 mm為優(yōu)化方案。

    3 結 論

    (1)錨桿間排距由0.7 m增大到0.8 m時,巷道圍巖塑性區(qū)分布變化不明顯,再繼續(xù)增大間排距至0.9 m時,巷道圍巖塑性區(qū)范圍以及破壞的最大深度驟然增大,說明錨桿間排距對巷道圍巖的穩(wěn)定有著重大影響。

    圖3 錨桿不同間距下的位移云圖

    圖4 錨桿不同間距下巷道圍巖深部位移變化

    表3 錨桿不同間距下巷道圍巖位移統(tǒng)計

    (2)巷道頂?shù)装鍑鷰r位移變化量近似呈對數(shù)關系,逐漸減小并趨于穩(wěn)定。錨桿間排距由0.7m增大到0.8 m時,巷道頂?shù)装逦灰屏坎惶?,繼續(xù)增大間排距至0.9 m時,巷道頂?shù)装逦灰圃隽枯^大,說明900 mm的間排距已不能保證各錨桿之間錨固力相互作用,未能構成一個完整的支護體系來有效控制巷道圍巖的變形。

    (3)通過3種數(shù)值模擬方案的對比,對巷道圍巖的塑性區(qū)分布和巷道表面位移進行了分析,結合該礦已有的支護經(jīng)驗及巷道支護成本,確定16404運輸巷錨桿支護間排距為0.8 m較為適宜。

    [1] 宮顯斌.復合頂板條件下煤巷錨桿支護技術[J].煤炭科學技術,2000,17(10):7-9.

    [2] 侯朝炯,勾攀峰.巷道錨桿支護圍巖強度強化機理研究[J].巖石力學與工程學報,2000,19(3):342-345.

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

    [4] 侯朝炯,勾攀峰,張 農(nóng),等.巷道錨桿支護圍巖強度強化理論研究[J].煤炭科學技術,2000,28(S):73-76.

    [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] 彭文斌.FLAC3D實用教程[M].北京:機械工業(yè)出版社,2007.

    [7] 肖 猛,丁德馨,莫勇剛.軟巖巷道圍巖穩(wěn)定性的FLAC3D數(shù)值模擬研究[J].礦業(yè)研究與開發(fā),2009,27(1):73-75.

    [8] 林 杭,曹 平,周正義.FLAC3D模擬全長注漿錨桿的作用效果[J].巖土力學,2005(S2):167-180.

    [9] 孟 廈,孟祥瑞.FLAC3D前處理程序開發(fā)及其工程應用[J].科技信息,2008(34):80-82.

    [10] 張 春,茅獻彪,倪海敏,等.淺埋深易風化回采巷道錨桿支護參數(shù)優(yōu)化[J].礦業(yè)安全與環(huán)保,2011,38(2):24-27.

    Simulation on Supporting Parameters of Coal Roadway Anchor of Compound Roof based on FLAC3D

    Li Shiping Wang Xiaolei

    (College of mining,Inner Mongolia University of Science and Technology)

    The coal seam thickness and buried depth is larger than others in Laoshidan coal mine, the alternating layers of roof is composite and the rock mass properties is different greatly between the layers, according to this characteristics, the row spacing between coal roadway roof bolt is optimized based on numerical simulation method. The results show that, the distance between the anchor rods expand from 0.7 m to 0.8 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are not obvious, when the distance between the anchor rods expand to 0.9 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are increased. Combined with the supporting experience, the reliable distance value between the anchor rods is 0.8 m, based on this parameters, good supporting effects can be obtained.

    Compound roof, Numerical simulation, Bolt supporting, Inter-row spacing

    *內(nèi)蒙古自治區(qū)高等學??茖W研究基金資助項目(編號:NJZY 13140)。

    2014-11-07)

    李世平(1964—),男,教授,014010 內(nèi)蒙古包頭市。

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