張成文 呂 坤 賀瑞彬 田向陽 武飛岐(中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)
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復(fù)雜頂板條件下巷道合理支護(hù)參數(shù)研究
張成文 呂 坤 賀瑞彬 田向陽 武飛岐
(中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院,北京市海淀區(qū),100083)
摘要葛泉礦1192工作面巷道頂板包含8#和9#兩層煤及夾矸,頂板條件復(fù)雜多變,巷道支護(hù)參數(shù)的設(shè)計和穩(wěn)定性存在難題。通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析了薄頂煤型和厚頂煤型兩類頂板結(jié)構(gòu)巷道圍巖塑性區(qū)分布特征,當(dāng)頂板由薄頂煤型變?yōu)楹耥斆盒蜁r,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫和底板的破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值2 m。結(jié)合塑性區(qū)特征和懸吊理論提出合理支護(hù)參數(shù),結(jié)果表明煤幫松動圈范圍0.6~0.7 m,頂板和兩幫位移量60~80 mm,巷道變形量小,基本能夠維持穩(wěn)定。
關(guān)鍵詞復(fù)雜頂板 數(shù)值模擬 圍巖塑性區(qū) 支護(hù)參數(shù)
葛泉煤礦1192工作面位于西翼運(yùn)輸大巷上方,走向長度75 m,傾斜長約410 m,工作面沿傾向推進(jìn)。主采9#煤層,埋深170~260 m,煤層厚度4~6 m,煤層傾角8°~17°。1192工作面上覆8#煤層和9#煤層,回采巷道頂板包含8#和9#兩煤層及夾矸,總厚度在5~12 m之間,為復(fù)合頂板,頂板條件復(fù)雜多變。1192工作面擬采用綜采放頂煤技術(shù)開采,回采巷道沿9#煤層底板掘進(jìn)?;夭上锏纼蓚?cè)為未受采動的實體煤,巷道斷面設(shè)計為矩形斷面,斷面尺寸為3.5 m×2.6 m(寬×高)。
(1)地應(yīng)力估算。根據(jù)1192工作面附近鉆孔可知,9#煤層的埋深在170~260 m之間,巖石平均容重2500 kg/m3,巷道的垂直應(yīng)力可估算為4.25~6.5 MPa,本文選擇垂直應(yīng)力6.5 MPa進(jìn)行計算。
(2)煤巖層結(jié)構(gòu)及力學(xué)參數(shù)。由于煤層賦存條件復(fù)雜以及夾矸賦存不穩(wěn)定,回采巷道的頂板結(jié)構(gòu)有所變化。根據(jù)煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖和大巷資料揭露,該區(qū)域分成2類巖層結(jié)構(gòu)。
薄頂煤型即9#煤層薄,煤厚4.5 m,煤層上方依次為1.0 m粉砂巖夾矸、1.5 m厚8#煤層及12 m大青灰?guī)r,煤層下方依次為6 m鋁土質(zhì)粉砂巖和10 m中細(xì)砂巖。
厚頂煤型即9#煤層厚,煤厚6 m,煤層上方依次為6 m粉砂巖夾矸、1.5 m厚8#煤層及12 m大青灰?guī)r,煤層下方依次為6 m鋁土質(zhì)粉砂巖和10 m中細(xì)砂巖。
根據(jù)建井地質(zhì)報告和礦方提供的巖石力學(xué)試驗資料,進(jìn)行整理歸納,巷道頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)見表1。
表1 巷道頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)
以1192工作面運(yùn)輸巷為工程背景建立FLAC3D模型,模型尺寸取50 m×35 m×2 m(長×高×寬)。模型左右邊界約束x方向的位移,前后邊界約束y方向的位移,下邊界約束z方向的位移,上邊界施加6.5 MPa的固定載荷即上覆巖層重量,側(cè)壓系數(shù)取1.2。數(shù)值計算采用莫爾-庫侖(Mohr-Coulomb)屈服準(zhǔn)則。
巷道圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律會因圍巖結(jié)構(gòu)的改變而發(fā)生改變,由于煤層賦存條件復(fù)雜以及夾矸賦存不穩(wěn)定,1192運(yùn)輸巷頂板結(jié)構(gòu)復(fù)雜多變,歸納成薄頂煤型和厚頂煤型兩類頂板結(jié)構(gòu),利用FLAC3D模擬軟件分別計算兩類頂板結(jié)構(gòu)下運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)的分布特征,見圖1。
從圖1(a)可知,當(dāng)頂板為薄頂煤型時,巷道頂板塑性區(qū)呈矩形分布,塑性區(qū)高度為2 m,兩幫塑性區(qū)呈矩形分布,塑性區(qū)深度為1.5 m,底板塑性區(qū)呈拱形分布,塑性區(qū)深度1 m。
從圖1(b)可知,當(dāng)頂板為厚頂煤型時,巷道頂板塑性區(qū)類似矩形分布,塑性區(qū)高度為2.5 m,與薄頂煤型相比,兩幫與底板塑性區(qū)分布規(guī)律不變。
巷道圍巖結(jié)構(gòu)發(fā)生變化時,圍巖塑性區(qū)的分布規(guī)律會隨之發(fā)生變化,當(dāng)煤層厚度變大時,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫與底板圍巖破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值1.5 m。
圖1 運(yùn)輸巷圍巖塑性區(qū)分布圖
根據(jù)巷道圍巖破壞規(guī)律,按照最大塑性區(qū)范圍進(jìn)行支護(hù)設(shè)計,采用錨桿-錨索聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。結(jié)合塑性區(qū)范圍,根據(jù)懸吊理論計算錨桿錨索支護(hù)參數(shù)。
頂板支護(hù)參數(shù)。頂錨桿采用?22 mm× 2400 mm的螺紋鋼錨桿,每排5根,排距700 mm,配合?14 mm鋼筋焊接而成的梯子梁鋼帶,同時采用?15.24 mm×7000 mm預(yù)應(yīng)力鋼絞線錨索,每排2根,排距1400 mm,配合12#槽鋼鋼帶,托板為150 mm×200 mm×20 mm的鋼板,頂網(wǎng)使用?6.5 mm鋼筋焊接而成的金屬網(wǎng)片。
幫支護(hù)參數(shù)。兩幫錨桿采用?16 mm× 2000 mm的圓鋼錨桿,每排4根,排距700 mm,托板為鐵板,幫網(wǎng)與頂網(wǎng)相同。
基于厚頂煤型的FLAC3D模型,巷道開挖后,錨桿錨索支護(hù)后進(jìn)行運(yùn)算,得到1192運(yùn)輸巷塑性區(qū)及垂直位移云圖,見圖2。
圖2 支護(hù)后巷道塑性區(qū)及垂直位移云圖
由圖2(a)分析可知,巷道支護(hù)后,圍巖塑性區(qū)變化不大,頂板錨桿能夠防止淺部離層及將淺部巖層組合成整體,頂錨索起懸吊作用,將2.5 m塑性區(qū)范圍的圍巖懸吊到穩(wěn)固巖層中;幫錨桿錨固在塑性區(qū)外部的穩(wěn)定煤層中,能夠起到較好的支護(hù)作用。由圖2(b)分析可知,在距離頂板0~1 m范圍內(nèi),巷道頂板最大位移為12 mm,頂板上方1 ~1.5 m內(nèi)位移10~12 mm,頂板上方1.5~2 m位移8~10 mm,頂板位移量較小。
現(xiàn)場監(jiān)測是檢查支護(hù)效果、判斷煤巷穩(wěn)定性和保證安全生產(chǎn)的手段,是支護(hù)設(shè)計方法的重要組成部分。因此,在1192運(yùn)輸巷進(jìn)行了煤幫松動圈測試和表面位移監(jiān)測,檢驗巷道支護(hù)參數(shù)是否安全可靠。
5.1松動圈測試
根據(jù)礦方施工條件,在1192運(yùn)輸巷30 m處(薄頂煤型)和60 m處(厚頂煤型)各布置1個松動圈測站,分別為測站1、測站2,每個測站包括左幫和右?guī)?個測試孔,鉆孔方向垂直于煤幫,鉆孔直徑42 mm,孔深4 m。測站布置如圖3所示, 圖4為1192運(yùn)輸巷煤幫兩測站的聲波測試結(jié)果。
由圖4(a)分析可知,左右?guī)兔后w內(nèi)波速隨孔深增加而逐漸增大,在距孔口0.6 m范圍內(nèi)波速較小,大于0.6 m的區(qū)域波速較大,表明距離孔口大于0.6 m的區(qū)域煤體較完整,沒有受到擾動,而小于0.6 m的區(qū)域巖體已破壞,確定左右?guī)偷乃蓜臃秶鸀?.6 m。
圖3 測站布置示意圖
圖4 兩幫聲波測試圖
由圖4(b)分析可知,左右?guī)兔后w內(nèi)波速隨孔深增加而逐漸增大,在距孔口0.7 m范圍內(nèi)波速較小,大于0.7 m的區(qū)域波速較大,表明距離孔口大于0.7 m的區(qū)域煤體較完整,沒有受到擾動,而小于0.7 m的區(qū)域巖體已破壞,確定左右?guī)偷乃蓜臃秶鸀?.7 m。
5.2表面位移觀測
在距1192運(yùn)輸巷開口30 m和60 m處各布置1個表面位移觀測站,與松動圈測站位置相同,見圖3,采用十字布點法,測量兩幫移近量和頂板下沉量,分析巷道的變形規(guī)律,見圖5。測站1處兩幫移近量為65 mm,頂板移近量為75 mm。測站2處的兩幫移近量為66 mm,頂板移近量為73 mm。
圖5 1192運(yùn)輸巷表面位移觀測結(jié)果
通過松動圈測試和表面位移觀測可得,煤幫松動圈的范圍為0.6~0.7 m,破壞深度小,頂板和兩幫位移量為60~80 mm,巷道變形量小,研究提出的錨桿錨索支護(hù)參數(shù)較為合理,巷道基本能夠維持穩(wěn)定。通過比較測站1與測站2的數(shù)據(jù)可得,厚頂煤型的巷道圍巖破壞范圍稍大于薄頂煤型的破壞范圍,與數(shù)值模擬結(jié)果一致。
(1)揭示了葛泉礦復(fù)雜頂板條件下巷道圍巖的破壞規(guī)律,通過FLAC3D模擬研究巷道開挖后圍巖塑性分布特征,圍巖結(jié)構(gòu)發(fā)生變化時,圍巖塑性區(qū)的分布規(guī)律會隨之發(fā)生變化,當(dāng)煤層厚度變大時,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫與底板圍巖破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值1.5 m。
(2)通過分析圍巖破壞特征,結(jié)合懸吊理論,提出了合理的錨桿錨索支護(hù)參數(shù),現(xiàn)場工業(yè)性試驗結(jié)果表明,煤幫松動圈的范圍為0.6~0.7 m,頂板和兩幫位移量為60~80 mm,巷道變形量小,研究提出的錨桿錨索支護(hù)參數(shù)較為合理,基本能夠維持巷道穩(wěn)定。同時,試驗結(jié)果也表明厚頂煤型的巷道圍巖破壞范圍稍大于薄頂煤型的破壞范圍,印證了數(shù)值模擬的結(jié)果。
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(責(zé)任編輯張毅玲)
Research on reasonable supporting parameters of roadway with complex roof
Zhang Chengwen,Lv Kun,He Ruibin,Tian Xiangyang,Wu Feiqi
(School of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology, Beijing,Haidian,Beijing 100083,China)
AbstractThe roadway roof of No.1192 working face of Gequan Coal Mine was constituted by No.8 and No.9 coal seam and partings,which had complex structure and had difficulties in design of stable supporting parameters. The distribution characteristics of plastic zone in surrounding rocks of roadway with thin top-coal or thick top-coal were analyzed by utilizing the numerical simulation software FLAC3D,which indicated that the roof damage depth was growing while the damage depth of two sides and floor were unchanged when the top-coal of roof changed from thin to thick.The maximum damage depth of roof was 2.5 m and the two sides was 2 m. The reasonable supporting parameters of roadway were determined by analyzing plastic zone characteristics and suspensory theory,the results showed that the broken rock zone ranged from 0.6 m to 0.7 m to the coal wall,and the displacements of roof and two sides ranged from 60 mm to 80 mm,the roadway deformation was not large and the supporting parameters could maintain the stability of roadway.
Key wordscomplex roof,numerical simulation,plastic zone in surrounding rocks,supporting parameters針對葛泉礦不同頂板賦存特征,通過FLAC3D模擬不同頂板條件下巷道圍巖塑性破壞規(guī)律,選擇塑性區(qū)最壞情況進(jìn)行分析,結(jié)合懸吊理論,提出合理的錨桿錨索支護(hù)參數(shù),最后進(jìn)行工業(yè)性試驗,并進(jìn)行了礦壓數(shù)據(jù)監(jiān)測。
中圖分類號TD353
文獻(xiàn)標(biāo)識碼A
作者簡介:張成文(1961-),男,博士研究生,正高級工程師,主要從事礦山壓力與巷道圍巖控制技術(shù)方面的研究。