沿空巷道三维锚索支护机理研究

2011-10-31 05:36肖亚宁马占国马继刚赵国贞
采矿与岩层控制工程学报 2011年1期
关键词:中国矿业大学煤岩煤柱

肖亚宁,马占国,马继刚,赵国贞

(1.中国矿业大学 (北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏徐州 221008)

沿空巷道三维锚索支护机理研究

肖亚宁1,马占国2,马继刚2,赵国贞2

(1.中国矿业大学 (北京)煤炭资源与安全开采国家重点实验室,北京 100083;2.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏徐州 221008)

在对比三维锚索支护技术与普通锚杆支护技术原理、支护特点等异同点的基础上,结合王庄煤矿 5218风巷的生产地质条件,采用 FLAC3D建模对沿空巷道三维锚索支护机理进行了研究,着重探讨小煤柱沿空巷道三维锚索支护对围岩的控制作用。研究结果表明:三维锚索可在围岩表层附近及时形成承受高支承应力的组合拱结构,增强围岩整体应力强度和围岩压缩拱的厚度,使围岩提早达到一个动态的应力平衡状态;三维支护围岩应力水平大于普通支护,有效地提高了煤柱和实体煤侧的垂直应力水平;掘进期间顶底板移近量及两帮移近量分别比普通支护减小了 38.5%和 37.8%,回采期间分别比普通支护减小了 32.3%和 32.2%,支护效果较好。

沿空巷道;三维锚索支护;变形规律;数值模拟

普通综放工作面采用沿空掘巷方式进行布置,先后使用单一的工字钢梯形支架、工字钢与锚杆联合支护、普通锚杆与锚索联合支护等方式进行巷道维护。随巷道埋深的增加、断面加大,再加上煤层松软,巷道变形破坏严重,支架损坏率高,锚杆经常被拉断等[1-2]。巷道在服务期内特别是采动期,往往需要多次翻修才能满足安全和生产的需求,这不仅大大增加了巷道的维修量和支护成本,而且严重制约了矿井高产高效生产的发展。针对综放工作面小煤柱沿空巷道掘巷阶段围岩变形较大,回采阶段变形剧烈,尤其是窄煤柱变形更加严重等特点,提出了采用三维锚索支护技术控制围岩变形的方法,并用 FLAC3D建模对其控制机理进行研究。

1 三维锚索的支护原理与支护特点

众所周知,巷道开掘后,巷道表面围岩由原来的三向应力状态变为两向应力状态。同时巷道围岩应力会重新分布[3],表现为巷道表面煤岩发生(径向)膨胀变形和水平移动,巷道围岩中出现破坏区和塑性区。此时若巷道未得到及时有效地支护,则巷道围岩不可能处于稳定状态[4]。

普通锚杆支护主要是用集中锚固方式在弹性体上安装锚杆从而在围岩内部形成以锚固端和杆尾托盘为顶点的算盘珠式的压缩锥体,如图 1所示。如果把多根锚杆以适当间距布置安装就会形成连续的压缩组合拱结构,通过该内部支护结构承受巷道外载,以保持巷道围岩的稳定。但多数情况下,巷道开掘后,巷道周围煤岩会出现应力不均匀现象,造成巷道煤岩局部压力和变形增大。尤其是两根锚杆之间中部煤岩表面处于受拉状态,容易造成锚杆预应力减小或丧失,巷道表面煤岩变形量增大,控制不好还可能引发冒顶事故[5-7]。

图1 普通锚杆支护与三维锚索支护形成的组合拱厚度

新型三维锚索支护是一种能在巷道顶板的水平及垂直方向同时提供挤压应力的主动支护方式。这种支护在巷道围岩中的布置方式如图 2所示。三维锚索可对巷道煤岩表面提供三向 (巷道轴向、切向、径向)压应力,在围岩表面主动形成一个三维支护体系。径向压应力有助于成拱作用,而如图3所示的水平压应力增大了沿巷道轴向的一组裂隙的摩擦系数,从而提高了裂隙拱的 “完整性”,同时还增大了组合拱的厚度 (如图 1)。该支护方式在围岩表面能及时形成高强应力环,与围岩共同形成组合拱结构,使围岩提早达到一个动态的应力平衡状态,增强煤岩整体抗压强度的同时,减少了围岩达到平衡状态的时间,并使锚索之间中部的表面岩体处于受压状态,从而达到控制巷道煤岩移动,抑制煤岩失稳、漏冒,合理支护巷道的目的。

其对顶板的支护效果特点有:

(1)由三维锚索的支护机理分析可知,三维锚索在顶板锚固范围内部既产生水平挤压应力,又产生径向预应力,对顶板岩层层理面和节理面产生较大的压应力。

图2 新型三维锚索支护

图3 三维锚索的水平张力的成拱作用

(2)三维锚索支护使顶板在一定锚固范围内处于较高水平应力状态,特别有利于减小或抵消在巷道表面产生的最大拉应力,从而提高顶板的抗弯能力和承载能力。可见三维锚索具有使顶板尽快处于稳定、有效阻止顶板弯曲下沉的特性。

2 围岩应力分布特征

巷道断面取 4.5m×3.2m,煤柱宽度取 5.0m,数值模拟过程为:首先开采 5216工作面,当采空区岩块运动未平衡,即沿采空区掘进 5218风巷,掘进完成后对 5218工作面进行回采,主要研究5218风巷掘进与回采期间三维支护方式对沿空巷道围岩应力分布及其变形的影响[8-10],揭示三维锚索支护的作用机理。

通过对顶锚杆、帮锚杆施加 30kN预紧力,三维锚索每个方向施加 20kN预紧力。根据模型计算,得到了不同支护条件下沿空巷道围岩应力分布特征。

图4,图 5为不同支护条件下沿空巷道实体煤侧垂直应力分布曲线。

由图 4,图 5可以看出,不同支护条件下沿空巷道实体煤帮垂直应力分布有相似的特征。掘巷阶段实体煤侧最大垂直应力在 2种支护条件下均在距巷道右侧 3.0m左右达到峰值,且三维支护比普通支护垂直应力峰值增大了约 13.5%;回采阶段与掘进阶段相比,实体煤侧最大垂直应力位置向煤体深部转移,巷道右侧应力降低区的范围也进一步扩大,这是由于回采阶段实体煤帮除了受到相邻区段工作面侧向支撑压力作用外,还要受到本工作面回采动压的影响,造成巷道侧煤体破碎垂直应力释放的结果。

图6,图 7为不同支护条件下沿空巷道煤柱垂直应力分布曲线。

图4 掘巷阶段实体煤侧垂直应力分布

图5 回采阶段实体煤侧垂直应力分布

图6 掘巷阶段煤柱内垂直应力分布

图7 回采阶段煤柱内垂直应力分布

由图 6,图 7可以看出,不同支护条件下煤柱内垂直应力分布有相似的变化规律,掘巷及回采阶段煤柱内垂直应力峰值位置均在距采空区侧 2.0~3.0m范围。比较 2种支护方式下煤柱垂直应力及实体煤侧垂直应力分布可以看出,三维支护提高了煤柱及实体煤侧的垂直应力,这是由于三维锚索支护使顶板一定锚固范围内处于较高的应力状态,其所形成的压力拱范围比普通支护要大,而压力拱的形成必然导致在拱脚处产生较大的应力集中。

3 巷道表面位移分析

不同支护条件下综放工作面小煤柱动压巷道表面位移计算结果比较见表 1。

表1 不同支护方案巷道围岩变形比较

由表 1可知,不同支护条件下,不论是掘进阶段还是回采阶段,巷道表面位移三维支护均比普通支护要小。其中,采用普通支护时,掘进期间顶底板移近量为 285.06mm,两帮移近量为 193.55mm,回采期间顶底板移近量为 701.09mm,两帮移近量为 749.9mm;采用三维支护时,掘进期间顶底板移近量为 175.2mm,两帮移近量为 120.3mm,分别比普通支护减小了 38.5%和 37.8%;回采期间顶底板移近量为 474.67mm,两帮移近量为507.9mm,分别比普通支护减小了 32.3%和32.2%。支护条件相同时,掘进阶段顶底移近量要大于两帮移近量,而回采阶段两帮移近量占主要方面。三维支护在控制围岩变形方面效果较为理想,尤其在回采期间的护顶效果非常明显。

4 结论

在三维锚索支护技术的原理、支护特点分析的基础上,通过数值模拟研究,得出以下结论:

(1)三维锚索可在巷道煤岩表面主动形成和增强径向、切向、轴向 3个方向的反向预应力,形成一个三维支护体系,增强围岩整体应力强度和围岩压缩拱的厚度,在围岩表层附近及时形成承受高支承应力的组合拱结构,使围岩提早达到一个动态的应力平衡状态。

(2)数值模拟结果表明,采用三维支护时,围岩应力水平大于普通支护,有效地提高了煤柱和实体煤侧的垂直应力水平;掘进期间顶底板移近量及两帮移近量分别比普通支护减小了 38.5%和37.8%,回采期间分别比普通支护减小了32.3%和 32.2%,支护效果较好。

[1]陈炎光,钱鸣高 .中国煤矿采场围岩控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[2]茅献彪,缪协兴,钱鸣高 .采动覆岩中关键层的破断规律研究 [J].中国矿业大学学报,1998(1):39-42.

[3]柏建彪 .沿空掘巷围岩控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2006.

[4]侯朝炯,李学华 .综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理 [J].煤炭学报,2001,26(1):1-7.

[5]钱鸣高,缪协兴 .采场砌体梁结构的关键块分析 [J].煤炭学报,1994,19(3).

[6]高 峰,钱鸣高,缪协兴 .老顶给定变形下直接顶受力变形分析 [J].岩石力学与工程学报,2000,19(2):145-148.

[7]陆士良 .护巷煤柱宽度与巷道围岩变形的关系 [J].中国矿业大学学报,1991(4):88-89.

[8]柏建彪,等 .沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究 [J].岩石力学与工程学报,2004,23(20):3475-3479.

[9]浦 海,缪协兴 .综放采场覆岩冒落与围岩支承压力分布规律的数值模拟 [J].岩石力学与工程学报,2004,23(7).

[10]柏建彪,侯朝炯,黄汉富 .沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究 [J].岩石力学与工程学报,2004,23(20):3475-3479.

[责任编辑:徐乃忠 ]

Supporting Mechanism of 3-D Anchored Rope in Gob-side Roadway

XIAO Ya-ning1,MA Zhan-guo2,MA Ji-gang2,ZHAO Guo-zhen2
(1.State Key Laboratory of Coal Resources&Safety Mining,China University of Mining&Technology(Beijing),Beijing 100083,China;2.State Key Laboratory of Deep Rock Mechanics&Underground Engineering,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221008,China)

Combined with mining and geological conditions of 5218 ventilation roadway of Wangzhuang Colliery,FLAC3D was applied to researching supporting mechanism of 3-D anchored rope in gob-side roadway on the basis of comparing 3-D anchored rope supporting and common anchored bolt supporting in technical principle and supporting characteristic.Controlling of 3-d anchored rope on surrounding rock of gob-side roadway with small coal pillar was mainly discussed.Results showed that3-d anchored rope could timely for m combined arch structure near surface of surrounding rock and improve whole strength of surrounding rock and increase thickness of compression arch of surrounding rock to make surrounding rock reach dynamic stress balance state in advance.Stress level of 3-d supporting was larger than that of common supporting,so 3-d supporting increased effectively vertical stress level of coal pillar and coal side.Roof-to-floor and two sides’convergence of 3-d supporting was effectively reduced 38.5%and 37.8%than that of common supporting in driving phrase.Corresponding data were 32.3%and 32.2%in mining phrase.It showed the supporting effect was good.

gob-side roadway;3-D anchored rope supporting;deformation rule;numerical simulation

TD353

A

1006-6225(2011)01-0017-03

2010-08-30

教育部新世纪优秀人才支持计划项目 (NCET-08-0837);国家重点基础研究发展规划 (973)项目 (2007CB209400);国家自然科学基金重点项目 (50834005,50834004);国家自然科学基金项目 (51074163);江苏省自然科学基金 (BK2009092);江苏省“青蓝工程”优秀青年骨干教师计划;国土资源部公益性项目 (200811050);深部岩土力学与地下工程国家重点实验室专项基金

肖亚宁 (1964-),男,山西芮城人,在职博士生,高级工程师,现任山西潞安环保能源开发股份有限公司王庄煤矿矿长。

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