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厚煤層大斷面工作面的切眼合理支護(hù)技術(shù)研究

2012-11-10 01:56:44李鵬翔路全寬劉躍飛
山西煤炭 2012年4期
關(guān)鍵詞:錨桿圍巖變形

李鵬翔,路全寬,劉躍飛

(太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,山西 太原 030024)

厚煤層大斷面工作面的切眼合理支護(hù)技術(shù)研究

李鵬翔,路全寬,劉躍飛

(太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,山西 太原 030024)

根據(jù)山西某礦4號煤層賦存條件,結(jié)合其圍巖地質(zhì)力學(xué)特征,運(yùn)用FLAC-3D數(shù)值模擬軟件,研究了某礦大斷面切眼圍巖變形與應(yīng)力分布狀況,提出了經(jīng)濟(jì)合理、技術(shù)可行的支護(hù)技術(shù)方案,對類似條件的切眼支護(hù)具有一定指導(dǎo)意義。

切眼支護(hù);數(shù)值模擬;圍巖應(yīng)力

本文結(jié)合某礦大采高綜放工作面切眼的實際情況,采用數(shù)值模擬技術(shù)揭示了錨桿、錨索對大斷面切眼圍巖的控制作用,能為該礦首采工作面的開切眼支護(hù)提供一定依據(jù)。

1 煤層賦存條件及工作面概況

山西某礦4號煤層(俗稱丈八煤)位于太原組頂部,平均6.5 m,平均埋深450 m,是該礦主要采煤層,相應(yīng)巖層力學(xué)參數(shù),如表1所示。該礦設(shè)計生產(chǎn)能力500萬t/a,采用單一走向長壁采煤法、綜采放頂煤回采工藝。設(shè)計機(jī)采割煤高度3.5m,放煤高度3m,采放比為1∶0.86。首采為4201工作面,走向長2318 m,傾向長250m,工作面切眼為矩形斷面,凈寬8.0m,凈高3.5m,凈斷面面積28.0m2。

2 模型建立及數(shù)值模擬分析

根據(jù)煤層賦存特征及相似理論,模型長×寬×高=50 m×30 m×50 m,煤層厚6.5 m、上覆巖層厚28.5 m,底板巖層厚15m,巷道兩幫煤厚各21m。限制4個側(cè)面的水平位置,限制底部邊界的水平位移與垂直位移。巷道開挖之前,將計算的初始原巖應(yīng)力作為載荷施加到模型上,垂直應(yīng)力取上覆巖層容重,水平應(yīng)力取垂直應(yīng)力的1.1倍。整個模型共分107100個單元、114452個節(jié)點(diǎn)。在模型長度方向中部開挖開切眼,沿底板掘進(jìn)留頂煤,切眼按設(shè)計尺寸掘進(jìn)。

數(shù)值計算選用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則作為判斷巖體破壞與否的強(qiáng)度準(zhǔn)則,模型開挖后按FLAC-3D默認(rèn)精度進(jìn)行求解。

表1 4號煤層及頂?shù)装鍘r石力學(xué)參數(shù)表

2.1 切眼無支護(hù)時的圍巖變形分析

由于切眼斷面較大,當(dāng)切眼掘進(jìn)以后,頂煤及下位直接頂因彎曲、變形而發(fā)生離層現(xiàn)象。開切眼在無支護(hù)情況下,頂煤及頂板的變形主要表現(xiàn)為巷道淺部頂板煤巖層的彎曲下沉。從圖1看出,最大下沉量在X方向25 m處,即巷道中部處最大,下沉量達(dá)64.8mm,向兩幫側(cè)逐漸減小。距切眼頂4m內(nèi)的頂煤及頂板具有顯著離層現(xiàn)象,淺部頂煤巖層具有組合梁特征。兩幫的變形主要表現(xiàn)為表層煤體的膨脹松動,從圖2看出,水平方向的位移主要發(fā)生在巷幫淺部煤體內(nèi),且以巷幫中部變形較大、兩幫相對移近量為66.8 mm,向兩側(cè)逐漸減小,煤體內(nèi)1.5 m處的水平位移為表面位移的56.2%。可見,巷道兩幫煤體的變形以松動膨脹為主,并且主要表現(xiàn)為兩幫淺部煤體的整體位移。

圖1 無支護(hù)時垂直位置分布云圖

圖2 無支護(hù)時水平位置分布云圖

2.2 切眼無支護(hù)時的圍巖應(yīng)力分析

圖3 無支護(hù)時圍巖塑性屈服特征分布圖

圖4 無支護(hù)時垂直應(yīng)力分布云圖

從圖3看出,頂煤最大破壞深度1.8 m,兩幫最大破壞深度在巷道中線處,最大破壞深度2m。頂煤0.3 m以內(nèi)及兩幫0.7 m以內(nèi),均為拉伸或剪切破壞,其它部位均為剪切破壞。這說明頂煤淺部及巷幫淺部離層最為嚴(yán)重,切眼開挖在無支護(hù)情況下,由于周圍煤巖體發(fā)生變形或破壞,頂煤、頂板巖層、兩幫淺部煤層的部分應(yīng)力向周圍煤巖體轉(zhuǎn)移。出現(xiàn)應(yīng)力降低區(qū),應(yīng)力向深部煤巖層轉(zhuǎn)移,從圖4看出,兩幫深部垂直應(yīng)力集中達(dá)到最大值17.3MPa,若不進(jìn)行有效的巷道支護(hù),必然引起失穩(wěn)或破壞。從圖3看出,巷道頂煤和兩幫煤體的淺部出現(xiàn)了拉伸破壞區(qū)域,由無拉應(yīng)力準(zhǔn)則可以判定,該區(qū)域為彎曲拉伸破壞的可能性較大。巷道的兩頂角處剪應(yīng)力較大,從圖3中看出,在無支護(hù)情況下頂角圍巖存在剪切破壞區(qū),所以頂角部錨桿應(yīng)當(dāng)采用傾向煤壁布置。依據(jù)無支護(hù)時的巷道圍巖數(shù)值模擬結(jié)果分析,參照本礦頂煤厚度及上覆巖層的物理力學(xué)性質(zhì),按照錨桿支護(hù)懸吊、組合梁理論,從無支護(hù)數(shù)值模擬結(jié)果可知:頂煤(板)破壞深度最大達(dá)2 m,兩幫破壞為1.8 m,本次設(shè)計頂錨桿、幫錨桿為端頭錨固;并為增強(qiáng)錨固效果,本次設(shè)計采用錨索補(bǔ)強(qiáng),以增強(qiáng)錨固系統(tǒng)的懸吊作用。

2.3 切眼支護(hù)方案

通過無支護(hù)模擬結(jié)果、結(jié)合理論分析確定,4201工作面切眼支護(hù)模擬方案為:頂錨桿10根,錨桿類型Φ20 mm×3 000 mm,錨桿間排距80 mm×1 000 mm,錨固力設(shè)計為15t,預(yù)緊力為3t。錨索3根,錨索類型Φ17.8 mm×9 000 mm,錨索間排距2 000 mm×2000mm,錨固力設(shè)計為25t。幫錨桿4根,錨桿類型Φ20mm×2400mm,錨桿間排距800mm×1 000 mm,錨固力設(shè)計為10t,預(yù)緊力為3t。

2.4 切眼錨桿、錨索支護(hù)模擬結(jié)果分析

圖5 有支護(hù)時垂直應(yīng)力分布云圖

圖6 有支護(hù)時圍巖塑性屈服分布圖

圖5為開切眼在錨桿、錨索聯(lián)合支護(hù)時的巷道圍巖位移分布情況;圖6為圍巖應(yīng)力分布圖和巷幫塑性屈服分布圖。由圖看出,錨桿錨索的組合支護(hù)下,開切眼頂板的最大下沉量為33.4 mm,是無支護(hù)時情況下的51.5%;兩幫最大相對移近量為39.8 mm,是無支護(hù)情況下的59.5%。從圖5也可看出,煤壁破壞深度為0.7m。說明錨桿、錨索支護(hù)有效控制了巷道的變形,改善了圍巖的應(yīng)力分布狀況,圍巖屈服得到有效控制,支護(hù)效果良好。

3 結(jié)論

(1)采用FLAC-3D軟件對山西某礦4201工作面的切眼進(jìn)行了數(shù)值模擬分析,揭示了4201工作面切眼圍巖的垂直和水平應(yīng)力分布規(guī)律,確定了圍巖變形特征和屈服范圍。(2)針對4201切眼無支護(hù)模擬結(jié)果分析、并參照工程類比法,提出了相應(yīng)的支護(hù)參數(shù),為該礦切眼支護(hù)參數(shù)提供了依據(jù)。(3)通過無支護(hù)模擬揭示了大斷面巷道的圍巖應(yīng)力分布、屈服破壞的范圍,并提出了合理的支護(hù)方案,能為同類型巷道支護(hù)提供一定參考。

[1]弓培林.大采高采場圍巖控制理論及應(yīng)用研究[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2006.

[2]柴肇云,康天合,李義寶,等.特厚煤層大斷面切眼錨索支護(hù)的作用[J].煤炭學(xué)報,2008,37(7):733-737.

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

[4]錢鳴高.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2010.

[5]張東,蘇剛,程晉孝.深井大采高綜采工作面切眼聯(lián)合支護(hù)技術(shù)[J].煤炭學(xué)報,2010,35(11):1883-1887.

Reasonable Support Technology for Cutting Holes on Large Cross-section Working Face in Thick Seam

LI Peng-xiang,LU Quan-kuan,LIU Yue-fei
(College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan Shanxi 030024)

Based on the geological condition of No.4 seam,combined with surrounding rocks'geological and mechanical features,using FLAC-3D numerical simulation software,the surrounding rock deformation and stress distribution around cutting holes were studied.An economical and feasible supporting design was presented,which is useful in the similar condition.

cutting holes support;numerical simulation;surrounding rock stress

TD355

A

1672-5050(2012)04-0056-03

2011-11-24

李鵬翔(1985—),男,山東濟(jì)寧人,在讀碩士研究生,從事煤礦開采方法及煤礦設(shè)計研究工作。

劉新光

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