回采巷道支護(hù)方案數(shù)值模擬及可行性研究

侯曉志(內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)研究院,內(nèi)蒙古自治區(qū)包頭市,014010)

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回采巷道支護(hù)方案數(shù)值模擬及可行性研究

侯曉志
(內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)研究院,內(nèi)蒙古自治區(qū)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(yán)重問(wèn)題,特使用頂板離層指示儀對(duì)煤層頂板進(jìn)行觀測(cè),觀測(cè)分析認(rèn)為,單一使用錨桿支護(hù)并不能與頂板巖層形成有效錨固體,必須增加錨索支護(hù)。在原支護(hù)方式基礎(chǔ)上,設(shè)計(jì)了5種支護(hù)方案,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析了5種支護(hù)方案巷道頂板位移特征。結(jié)果表明最佳方案為每排2根錨索和5根錨桿。工程實(shí)踐表明最佳方案可以保證巷道頂板的安全。

關(guān)鍵詞回采巷道 巷道支護(hù) 數(shù)值模擬 支護(hù)參數(shù)

1　工程概況

寸草塔一礦隸屬于神華神東煤炭集團(tuán),位于內(nèi)蒙古自治區(qū)鄂爾多斯市伊金霍洛旗境內(nèi)。首采51134綜采工作面位于5－1煤層第12盤(pán)區(qū),井田構(gòu)造形態(tài)與區(qū)域構(gòu)造一致,為簡(jiǎn)單的單斜構(gòu)造,傾角一般在1°～10°,17線以南為沿走向發(fā)育寬緩的波狀起伏,向背斜構(gòu)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(nèi)無(wú)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(zhì)泥巖為主。煤層埋藏深度為104～105m。51134工作面推進(jìn)長(zhǎng)度1250m,傾向長(zhǎng)度285m,工作面所采煤層厚度變化不大,結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單,煤層厚度為2.2～2.8m,平均厚度為2.5m。煤層頂板相對(duì)破碎,裂隙發(fā)育;直接頂為細(xì)粒砂巖和粉砂巖,老頂為砂質(zhì)泥巖,不存在偽頂,直接底為砂質(zhì)泥巖、泥巖,老底為中、細(xì)粒砂巖。

2　巷道失穩(wěn)原因

51134工作面回采巷道為5.0m×3.0m (寬×高)矩形斷面。開(kāi)采初期,巷道的支護(hù)設(shè)計(jì)依據(jù)經(jīng)驗(yàn)以及參照相鄰礦井煤層按照圍巖穩(wěn)定性Ⅱ類(lèi)(穩(wěn)定)進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì),頂板支護(hù)采用錨桿＋菱形金屬網(wǎng)＋鋼筋梁的支護(hù)形式,頂板錨桿每排4根,兩幫錨桿每排各3根,錨桿直徑統(tǒng)一為22mm的螺紋鋼,長(zhǎng)度均為2.2m。開(kāi)采期間,由于巷道頂板巖層相對(duì)比較破碎,且受采動(dòng)影響,導(dǎo)致錨桿支護(hù)受力不均,使得錨桿與破碎頂板未形成有效錨固體結(jié)構(gòu),巷道頂板部分區(qū)域呈現(xiàn)下沉趨勢(shì),致使一些錨桿、金屬網(wǎng)失效;部分區(qū)域頂板出現(xiàn)3～5mm的裂縫,且裂縫寬度呈現(xiàn)增大趨勢(shì),已經(jīng)影響到生產(chǎn)的安全進(jìn)行。巷幫與底板相對(duì)完好。

為掌握頂板離層變化情況,使用頂板離層指示儀監(jiān)測(cè)頂板離層位移變化。觀測(cè)點(diǎn)布置在51134工作面前方的回風(fēng)巷中,共設(shè)置2個(gè)巷道超前觀測(cè)站,實(shí)測(cè)回風(fēng)巷道頂板離層變化。隨著工作面的向前推進(jìn),Ⅰ測(cè)站頂板離層儀深部5m基點(diǎn)在測(cè)站距工作面49m時(shí),開(kāi)始有1mm的離層變形發(fā)生,觀測(cè)結(jié)束時(shí)最大變形5mm,淺部3m基點(diǎn)在測(cè)站距工作面15m時(shí),有1mm的離層變形發(fā)生,最終變形2mm。II測(cè)站頂板離層儀深部5m基點(diǎn)在測(cè)站距工作面33m時(shí),變形1mm,當(dāng)工作面推進(jìn)超前測(cè)站位置12 m時(shí),最終位移變形5 mm,淺部3m基點(diǎn)在測(cè)站距工作面3m時(shí),有1mm變形發(fā)生,最終變形1mm。

通過(guò)2個(gè)測(cè)站的頂板巖層離層位移觀測(cè)分析,隨著工作面的推進(jìn),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(dòng)變形出現(xiàn)嚴(yán)重的不同步現(xiàn)象,說(shuō)明此時(shí)51134工作面的回采巷道頂板巖層已經(jīng)發(fā)生了離層或分離,原來(lái)巷道頂板巖層的組合巖梁變成了分離巖梁結(jié)構(gòu),分離巖梁結(jié)構(gòu)比原組合巖梁整體結(jié)構(gòu)所能承受的載荷要低的多。在此條件下,僅靠當(dāng)前2.2m的錨桿＋菱形金屬網(wǎng)＋鋼筋梁的支護(hù)形式并不能保證復(fù)合破碎頂板的穩(wěn)定,頂板隨時(shí)有冒落的危險(xiǎn)。目前最行之有效的解決辦法是使用高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨索支護(hù),由于頂板深部5 m基點(diǎn)層位已有位移變形,因此錨索長(zhǎng)度必須大于5m以上。

3　錨索長(zhǎng)度計(jì)算

巷道頂板基本全為軟巖層結(jié)構(gòu),支護(hù)比較困難,按照錨索長(zhǎng)度公式計(jì)算如下:

式中:L——錨索總長(zhǎng)度,m;

La——錨索深入穩(wěn)定層錨固長(zhǎng)度,m;

Lb——需要懸吊不穩(wěn)定巖體厚度, 取3.6m;

Lc——上托盤(pán)及錨具厚度,取0.25m;

Ld——需要外露的張拉長(zhǎng)度,取0.35m;

K——安全系數(shù),取2;

d1——錨索鋼絞線直徑,取17.8mm;

fa——鋼絞線抗拉強(qiáng)度,取1860N/mm2;

fc——錨索與錨固劑粘合強(qiáng)度,取10N/mm2。

將相關(guān)數(shù)據(jù)代入式(2),計(jì)算得出錨索深入穩(wěn)定層錨固長(zhǎng)度大于1.655m,這里取2m。將所得數(shù)據(jù)代入式(1)得到錨索的總長(zhǎng)度為6.2m,為保證錨索支護(hù)的絕對(duì)安全,確定錨索長(zhǎng)度為6.7m。

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

4　回采巷道支護(hù)方案設(shè)計(jì)及數(shù)值模型建立

4.1回采巷道支護(hù)方案

回采巷道的支護(hù)設(shè)計(jì)是一個(gè)理論結(jié)合實(shí)際的問(wèn)題。根據(jù)寸草塔一礦5－1煤層的實(shí)際條件,在原支護(hù)方式的基礎(chǔ)上,結(jié)合以往經(jīng)驗(yàn)及工程實(shí)際情況,設(shè)計(jì)了5種支護(hù)方案,見(jiàn)表1。方案中錨桿的長(zhǎng)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(shè)角度與頂板呈垂直,通過(guò)數(shù)值模擬的方法確定頂板最優(yōu)支護(hù)方案。

表1　巷道頂板支護(hù)方案

4.2 數(shù)值模型建立

根據(jù)所設(shè)計(jì)的支護(hù)方案,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進(jìn)行數(shù)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(yīng)力邊界條件,上邊界建到地表為自由面。根據(jù)研究需要和現(xiàn)場(chǎng)巷道開(kāi)掘的實(shí)際狀況,在回風(fēng)巷道內(nèi)選擇具有代表性的區(qū)域?qū)鷰r進(jìn)行取樣,經(jīng)實(shí)驗(yàn)室測(cè)得5－1煤層回采巷道圍巖的力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。

表2　5－1煤層及頂?shù)装逦锢砹W(xué)參數(shù)表

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

5　回采巷道支護(hù)方案效果分析

5.1每排不同根數(shù)錨索位移分布特征

模擬的結(jié)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(shí),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(shù)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(shí),巷道圍巖位移量減小較為緩慢;說(shuō)明在2根錨索的基礎(chǔ)上繼續(xù)增加錨索根數(shù)對(duì)于改善圍巖狀況效果不明顯,綜合考慮,方案二為錨索支護(hù)的最優(yōu)方案。

5.2每排不同根數(shù)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(shí),從模擬的結(jié)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(shù)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(shí),巷道圍巖位移減小較為緩慢;增加錨桿根數(shù)對(duì)改善圍巖狀況效果有限,最終,確定方案四為錨桿的最優(yōu)支護(hù)方案。

通過(guò)以上數(shù)值模擬方案的比較,方案二與方案四的支護(hù)效果對(duì)提高巷道圍巖穩(wěn)定性有明顯的改善,繼續(xù)加大錨索和錨桿的支護(hù)密度對(duì)控制圍巖穩(wěn)定效果不明顯。綜合考慮,寸草塔一礦5－1煤層最優(yōu)支護(hù)方案為頂板錨索由原來(lái)的無(wú)錨索增加為每排2根錨索,頂板錨桿由原來(lái)的每排4根增加到5根。

6　工程應(yīng)用監(jiān)測(cè)結(jié)果

通過(guò)上述確立的最優(yōu)方案,應(yīng)用到工程實(shí)踐中,在51134工作面前方的回風(fēng)巷道中布置2個(gè)巷道超前觀測(cè)站(Ⅰ測(cè)站和Ⅱ測(cè)站),Ⅰ測(cè)站布置在距工作面60m處,Ⅱ測(cè)站布置在距工作面90m 處,每個(gè)測(cè)站同斷面分別安裝3個(gè)錨桿測(cè)力計(jì),Ⅰ測(cè)站1號(hào)測(cè)力計(jì)安裝在頂板靠近煤柱側(cè),2號(hào)測(cè)力計(jì)安裝在巷道頂板中部,3號(hào)測(cè)力計(jì)安裝在頂板靠近工作面?zhèn)?Ⅱ測(cè)站3個(gè)錨桿測(cè)力計(jì)安裝位置同Ⅰ測(cè)站,通過(guò)錨桿測(cè)力計(jì)對(duì)最優(yōu)支護(hù)方案進(jìn)行錨桿載荷測(cè)試。

通過(guò)分析錨桿載荷實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),可以得出隨著工作面的向前推進(jìn),兩個(gè)測(cè)站錨桿測(cè)力計(jì)的錨桿載荷實(shí)測(cè)值在觀測(cè)期間總體比較穩(wěn)定,變化不大,說(shuō)明該段巷道圍巖穩(wěn)定性較好,巷道變形破壞輕微,維護(hù)效果良好。Ⅰ測(cè)站2號(hào)測(cè)力計(jì)錨桿載荷大于Ⅰ測(cè)站3號(hào)測(cè)力計(jì)錨桿載荷,也大于Ⅰ測(cè)站1號(hào)測(cè)力計(jì)錨桿載荷,Ⅱ測(cè)站3個(gè)錨桿測(cè)力計(jì)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?zhèn)容d荷＞巷道頂板煤柱側(cè)載荷。實(shí)踐表明,采用預(yù)應(yīng)力錨索對(duì)巷道實(shí)施補(bǔ)強(qiáng)加固支護(hù)措施后,巷道基本支護(hù)－錨桿支護(hù)載荷穩(wěn)定,支護(hù)強(qiáng)度足夠,巷道圍巖整體趨于穩(wěn)定,能夠滿足安全的要求,在完善提高的基礎(chǔ)上可以應(yīng)用于5－1煤層長(zhǎng)壁工作面的巷道支護(hù)設(shè)計(jì)與支護(hù)實(shí)踐。

7　結(jié)語(yǔ)

在確定錨索長(zhǎng)度為6.7 m的基礎(chǔ)上,運(yùn)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析比較了5種支護(hù)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(yōu)支護(hù)方案,并將該支護(hù)方案應(yīng)用于工程實(shí)踐中,經(jīng)錨桿測(cè)力計(jì)檢驗(yàn),5－1煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性得到了有效控制,驗(yàn)證了改進(jìn)后支護(hù)方案的可行性。

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(責(zé)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(lèi)號(hào)TD353

文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼A

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