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關嶺山煤業3號煤層30104切眼支護設計研究

2021-10-11 07:06:12和智敏
2021年10期
關鍵詞:錨桿圍巖模型

和智敏

(山西陵川崇安關嶺山煤業有限公司,山西 陵川 048300)

國內外學者在巷道支護領域研究、提出了多種支護理論并得到了較好的推廣和應用,但由于我國煤礦地質條件的復雜性,這些理論與實踐往往出現一定的偏差或應用不合理,如生搬硬套理論,會造成巷道頂板跨落、冒頂,造成巨大的經濟損失和人員傷亡。此外,從已有巷道支護理論、技術研究現狀可以發現,巷道圍巖支護理論和技術內容不斷豐富和發展著,但其應用于開采殘留煤炭資源時,因不同情況下復采采場情況的不同,復采工作面圍巖的控制還存有一定問題和不足,主要有:

1) 各種支護理論對煤礦破壞區復采工作面巷道頂板的復雜賦存情況都考慮較少,對于復雜的頂板,缺少合理的支護方案;

2) 關于復采工作面巷道圍巖破壞情況的理論還比較少,加上工程實踐較少,導致了使用常規的支護方式,支護效果得不到合理評價。

1 工程概況

關嶺山煤業3號煤層厚度為4.35~4.65 m,煤厚穩定,全區可采。下距15號煤層105.82~109.12 m,平均約107.47 m。3號煤直接頂板為灰黑色泥巖,基本頂為砂巖,底板為灰黑色砂質泥巖、泥巖。

30104工作面切眼位于實體煤中時,采用矩形斷面,斷面尺寸為6 700 mm×2 600 mm。直接頂板為灰黑色泥巖,基本頂為砂巖,底板為灰黑色砂質泥巖、泥巖。

2 巷道圍巖力學性質測定

基于關嶺山煤業3號煤及其頂、底板巖石情況,在實驗室中制取巖石試樣并進行巖石力學試驗(包含抗拉試驗、抗剪試驗、抗壓試驗),根據強度試驗測定數據換算出容重、抗拉強度、單軸抗壓強度(天然)、抗剪強度、內聚力、內摩擦角、彈性模量和泊松比等物理力學參數[1],為確定頂底板和煤層賦存特性以及數值計算提供理論依據和基礎數據,為確定3號煤回采巷道的支護參數奠定基礎。

2.1 巖石力學試驗結果

在井下3號煤掘進工作面進行現場取樣,得到3號煤層、頂板泥巖、頂板砂巖及底板泥巖的樣本,加工為符合試驗儀器規格的標準試件并編號區分,按照試驗要求進行抗拉試驗、抗壓試驗和抗剪試驗,并做好記錄。試驗過程見圖1。

圖1 煤層及頂底板巖石力學試驗過程

根據試驗所得強度數據分別計算出3號煤層及頂底板巖石的物理力學參數,見表1。

2.2 3號煤巷道地質力學評估

由于3號煤層為近水平煤層,埋深為50~150 m,且井田范圍內無區域性大斷層,由此可知3號煤層地應力條件簡單,垂直地應力煤層最大埋深計算σv=3.825 MPa,按水平地應力σh=1.2σv考慮,σh=4.59 MPa。

表1 3號煤層及頂底板巖石物理力學參數

3 3號煤切眼基本情況

切眼設計為矩形斷面,支護方式設計為錨網索支護[2];層位:沿3號煤層底板掘進;斷面形式:矩形;毛斷面尺寸:寬×高=6 700 mm×2 800 mm;基本支護方式:錨桿+錨索+金屬網。無表面封閉方式。

4 數值模擬模型及模擬方案

4.1 數值模擬模型的建立

本次數值模擬采用FLAC-3D仿真計算軟件。為了提高模擬計算的效率和精度,三維建模按照自頂向下的設計方式,以巷道為建模原型創建總體模型,然后依次創建子模型,通過總體模型的輸出自動為子模型施加邊界條件;煤、巖層的網格劃分采用八節點等參單元劃分,工字鋼的網格劃分采用梁單元劃分;計算出工作面切眼開挖之前的原始地應力作為模擬開挖時的初始載荷施加于模型[3]。

本次數值模擬是在3號煤層地質力學條件的基礎上,研究工作面切眼錨網索支護效果。

結合工作面的實際開采條件,按照建模要求將模型尺寸設置為:長×寬×高=250 m×100 m×79.8 m。模型底部設為固定邊界,4個側面設為水平固定邊界,劃分網格共計209 760個單元,節點224 910個。仿真模擬3號煤層環境:煤厚取平均值4.5 m,埋深取最大值150 m,所受上覆基巖壓力以均布載荷方式加載于模型的上邊界。巷道的三維數值模型見圖2,模型邊界條件示意圖見圖3。

4.2 數值模擬方案及過程

1) 模擬方案。本次3號煤層切眼位于實體煤中時,采用矩形斷面,斷面尺寸為6 700 mm×2 600 mm。

開切眼實體煤掘進段采用錨網支護;頂板及兩幫錨桿:采用D20 mm×2 400 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×800 mm;頂板采用D17.8 mm×7 300 mm的錨索,頂板及非工作面幫配合菱形金屬網,工作面配合塑料網支護。

2) 模擬過程。在已經賦值平衡模型的基礎上開挖30104工作面切眼并按設計方案對巷道進行支護。

圖2 巷道數值分析三維模型

圖3 模型邊界條件示意

5 數值模擬結果

錨網支護切眼模擬效果見圖4。由圖可知,采用錨網支護的切眼,圍巖的塑性破壞范圍較小,破壞深度也較小,頂板及兩幫只有部分區域發生破壞,破壞深度為0.5 m左右;圍巖垂直應力在巷道兩幫形成支承壓力升高區,圍巖垂直應力在巷道頂底板則形成應力降低區,巷道兩幫出現明顯的應力集中區,其應力峰值為3.73 MPa,其應力集中系數為1.22;從圍巖水平位移分布可以看出,采用錨網支護后,巷道頂底板的移近量為1.68 mm,兩幫移近量為1.62 mm。由分析可知,采用錨網支護后,切眼處圍巖穩定性較好。

6 基于數值模擬的巷道支護設計

6.1 頂板支護

頂板采用錨網支護,其中:

頂板錨桿桿體采用直徑20 mm、長度2 400 mm的螺紋鋼,螺紋鋼屈服強度335 MPa、抗拉強度490 MPa、延伸率18%、屈服載荷105.2 kN,配套高強度錨桿螺母以及方形帶拱錨桿托盤,間排距800 mm×800 mm,預緊扭矩200 N·m,錨固劑采用K2335和Z2360各1支。

頂板錨索采用直徑17.8 mm的預應力鋼絞線,拉斷載荷353 kN,錨索長度7 300 mm,配套方形帶拱常規錨索托盤,間排距1 600 mm×1 600 mm,張拉后預緊力≥200 kN,錨固劑采用1支Z2335,2支CK2360。

網片規格:采用800 mm×3 900 mm礦用金屬菱形網。

圖4 錨網支護切眼模擬效果

6.2 兩幫采用錨網支護

1) 非回采幫錨桿桿體采用直徑20 mm、長度2 000 mm的螺紋鋼,螺紋鋼屈服強度335 MPa、抗拉強度490 MPa、延伸率18%、屈服載荷105.2 kN,配套高強度錨桿螺母以及方形帶拱錨桿托盤,間排距800 mm×800 mm,預緊扭矩200 N·m,錨固劑采用K2335和Z2360各1支。

2) 回采幫錨桿桿體采用直徑22 mm、長度2 400 mm的玻璃鋼錨桿,配套高強度錨桿螺母以及方形帶拱錨桿托盤,間排距800 mm×800 mm,預緊扭矩40 N·m,錨固劑采用K2335和Z2360各1支。

3) 非回采幫采用800 mm×3 900 mm的礦用金屬菱形網,回采幫采用800 mm×3 900 mm的塑料網。

7 結 語

1) 3號煤30104切眼采用錨網支護,圍巖的塑性破壞范圍較小,破壞深度也較小,切眼頂板及回采、非回采兩幫破壞區域范圍較小,圍巖破壞深度最大值0.5 m;

2) 3號煤采用錨網支護的切眼圍巖垂直應力在巷道兩幫形成支承壓力升高區,3號煤采用錨網支護的切眼圍巖垂直應力在巷道頂板、底板形成應力降低區;導致30104切眼回采幫和非回采幫出現明顯的應力集中區,其應力峰值為3.73 MPa,其應力集中系數為1.22;

3) 從30104切眼圍巖位移量分布可以看出,按照設計的錨網支護參數進行錨網支護后,30104切眼頂底板的移近量為1.68 mm,3014切眼兩幫移近量為1.62 mm,切眼圍巖變形較小,滿足支護要求。

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