基于数值分析的巷道支护参数优化研究

2013-09-07 09:22张玉新
中国矿业 2013年11期
关键词:塑性底板锚杆

张玉新

(中国中煤能源集团有限公司,北京100120)

我国的煤矿数量和巷道总长度都居世界第一,这也使得我国煤矿遇的问题更多更棘手,其中巷道围岩变形破坏尤其是巷道顶底板变形问题已经成为严重制约我国煤矿安全高效开采的因素之一[1-3]。由于国内外在治理巷道顶底板变形方面尚没有明确的理论指导,依据工程经验调整支护方案往往导致反复维修巷道,严重影响煤矿的安全高效开采[4-6]。随着计算机技术的快速发展,数值模拟方法以其经济高效的特点得到了广泛应用[7-8]。本文以长期受巷道顶底板大变形问题困扰的淮北某煤矿为工程背景,利用数值模拟分析的方法,探讨不同支护方案对巷道顶底板变形的控制效果,最终确定适合该煤矿巷道顶底板控制的最优方案。

1 工程概况

该煤矿可采煤层共有四层,分别为6层、5层、4层及3层,本文的研究对象为IV5210工作面的机巷,位于第5煤层,其平面布置图如图1所示。工作面北部为矿界,南部为采区上山,西部为IV528工作面(已采),东部为未采区。IV5210工作面位于该矿Ⅳ水平深部,工作面标高范围-715~-512m,地面标高+31.5m。据已有资料分析该面地质构造较复杂,局部煤层受火成岩侵蚀,且存在变薄现象,面内共有7条断层,最大断层落差达8m。该工作面水文地质条件一般,主要受煤层顶、底板砂岩裂隙水及火成岩凝结水的影响,正常涌水量3~5m3/h,故进行数值模拟分析时可不考虑该工作面水的影响。

图1 A504工作面的水平布置图

IV5210工作面机风巷沿煤层走向布置,设计断面为宽×高=4000mm×2800mm,直接顶为灰黑色泥岩,裂隙发育,厚度不稳定,平均厚度为3.9m;老顶为4煤,4煤大部分被火成岩侵蚀,厚度不稳定,平均厚度为6.8m;直接底为灰黑色泥岩,厚度不稳定,平均厚度为6.7m,老底为浅灰色砂岩,平均厚4.8m,其顶底板岩层参数如表1所示。IV5210工作面机巷支护形式采用锚(索)带网联合支护。通过现场观测,发现该机巷变形严重,尤其是机巷的顶底板变形破坏严重,给煤矿的安全生产带来了较大隐患,因此有必要对该矿现有的支护方案进行优化。

表1 煤层顶底板情况表

2 支护方案优化

通过分析,发现该矿IV5210工作面机巷的现行支护方案存在一定的不足之处,因此在不增加煤矿支护成本即不改变原支护方案中锚杆(索)材质、直径、长度及锚固长度的基础上,针对锚杆(索)布置方式,提出了若干种优化方案。

2.1 方案一(原支护方案)

巷道顶板锚杆选用φ22mm×2200mm的锚杆配合L4200M4型钢带进行支护,同时加挂菱形网,间距800mm,排距800mm,顶板两边锚杆各向外倾斜10°;帮部锚杆选用φ22mm×2200mm的锚杆配合L2800M4型钢带进行支护,同时加挂菱形网,间距800mm,排距800mm;顶板锚索选用φ17.8mm×6000mm钢绞线,间距2000mm,排距2400mm。其具体布置方式如图2所示。

图2 支护方案一

2.2 方案二

巷道高2550mm、宽4000mm,巷道顶板锚杆选用φ22mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距1600mm,排距800mm,顶板两边锚杆各向外倾斜10°;帮部锚杆选用φ22mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距800mm,排距800mm;顶板锚索选用 φ17.8mm×6000mm 钢绞线,间距1600mm,排距800mm。其余锚杆(索)参数与巷道原支护方案相同,其具体布置方式如图3所示。

图3 支护方案二

2.3 方案三

巷道顶板锚杆选用φ22mm×2200mm的锚杆,间距1600mm,排距800mm;帮部锚杆选用φ22mm×2200mm的锚杆,间距800mm,排距800mm;顶板锚索选用 φ17.8mm×6000mm 钢绞线,间距1600mm,排距800mm,顶板两边锚索各向外倾斜10°。其余锚杆(索)参数与方案一相同,其具体布置方式如图4所示。

2.4 方案四

巷道顶板锚杆选用φ22mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距800mm,排距800mm;帮部锚杆选用φ22mm×2200mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间距800mm,排距800mm,左右帮部底锚杆各向下倾斜30°;顶板锚索选用φ17.8mm×6000mm钢绞线,间距2000mm,排距2400mm。其余锚杆(索)参数与巷道原支护方案相同,其具体布置方式如图5所示。

图4 支护方案三

图5 支护方案四

3 数值模拟分析

在采矿工程中,许多学者利用FLAC软件对采矿过程中围岩活动规律及巷道围岩稳定性问题涉及到的岩体力学特性、围岩压力、支护围岩相互作用关系及巷道与工作面的时空关系等一系列复杂的力学问题进行了系列研究,取得了显著的成果[9-10],本文采用FLAC3D大型数值分析软件对巷道的不同的支护参数进行数值模拟分析研究,对比不同方案下,巷道围岩的位移变形情况、塑性区分布情况等,以确定最佳方案。

3.1 原始模型建立

FLAC3D计算模型范围的选取直接关系到计算结果的正确与否,模型范围太大,白白耗费了计算机资源,模型范围太小,计算结果失真,不能给实际工程指导性的意见,因此合理的选择计算模型的范围至关重要。根据岩石力学原理,掘巷后的应力影响范围约为巷道宽度的3~5倍,结合巷道尺寸,故整个模型的长宽高尺寸分别为40m×20m×40m。计算模型的尺寸一旦确定,计算网格的数目也相应确定,程序中为了减少因网格划分引起的误差,网格的长宽比应不大于5,对于重点研究区域可以进行网格加密处理。综上所述,为了与现场地质情况尽可能一致的同时考虑到建模的方便及合理,模型建立如图6所示,其中x方向最多被划分为80个网格、y方向最多被划分为20个网格、z方向最多被划分为46个网格,共73600个单元。整个模型从上到下依次为覆岩、老顶火成岩、直接顶泥岩、煤层、直接底泥岩、老顶砂岩,巷道位于煤层中。

图6 模型图

模型的边界条件包括位移边界和应力边界两种,本次数值模拟的边界条件设置为:左右边界只约束x方向上的位移,前后边界只约束y方向上的位移,即单约束边界;下部边界为全约束边界;上部边界不约束,施加垂直荷载,模拟上覆岩层自重。煤岩体的本构模型选取摩尔—库伦破坏准则,各层煤岩体的物理力学参数均由试验测定,见表2。

表2 模型各层煤岩体的物理力学参数

首先将模型运算至自动平衡,获得初始应力场,整个应力场应力分布均匀,煤层所在处的垂直应力约为16MPa左右,与实测及理论计算的的原岩应力基本相符,故以此模型为背景进行数值模拟。

3.2 计算结果分析

模型运算至塑性平衡状态后,将模型位移置零,根据现场实际条件对巷道进行全断面一次开挖,然后根据上文中的不同支护方案来布置锚杆(索),并计算至算至平衡,最终得到一系列不同支护方案下的计算结果。根据本项目的研究重点,调取不同计算结果并对其进行如下分析。

3.2.1 巷道变形云图

图7中的图a~e分别为巷道在不同支护状态下,其围岩变形分布云图,图中不同颜色表征了巷道围岩的不同变形量,从蓝色到红色变形量递增。从图7a中可以看出,无支护时巷道变形主要以巷道顶底板变形为主,顶底板最大移近量达到100cm,且其直接导致巷道两帮上部的围岩变形也显著增大,这与IV5210工作面机巷的现场变形情况基本相符,且其底板的变形破坏特征是以两底角的变形而带动整个底板鼓起为特点。从不同的支护方案可以看出,各种支护方案均较大程度地降低了顶板下沉量,尤其是方案三对顶板下沉量的控制更为明显,但是由于各种方案对底板均无具体支护措施,所以各种方案对巷道底板的鼓起量的限制都不大。综上所述,从控制巷道顶板下沉量的角度考虑,方案三更为合理。

图7 不同支护方案下的巷道变形云图

3.2.2 塑性区分布图

煤岩体中巷道开挖后,会在巷道围岩中产生塑性区,而根据不同的塑性区可以判断岩石的受力状态,研究巷道开挖后围岩的塑性区分布可以较好的表征巷道支护效果的好坏。FLAC3D数值分析软件在这方面有较强的功能,图8中的图a~e分别为巷道在不同支护状态下,其围岩的塑性区分布图,图中的不同的颜色表征了围岩单元的不同塑性区状态,即拉伸塑性区和剪切塑性区。从图中可以看出,无支护时,巷道围岩的顶底板出现较大范围的拉伸塑性区,而岩石的抗拉强度一般较低,故可认为巷道的顶底板破坏严重,同时巷道所在煤层及其直接顶几乎完全处于剪切塑性区,即可认为其变形比较严重。而4种支护方案均在一定程度上降低了巷道围岩的塑性区范围,尤其是方案三对巷道顶板的拉伸塑性区和剪切塑性区明显减小,但是由于六种方案均针对巷道底板均无任何支护措施,故巷道底板的拉伸塑性区没有减小明显,所以降低巷道围岩塑性区的角度考虑,方案三更为合理。

3.2.3 巷帮变形——时步曲线

图9中的图~e分别为巷道顶板中部和底板总部处的围岩变形和计算时步相对应的实时监测图,横坐标为计算时步,纵坐标为巷道顶底板中部即变形量最大的监测点的垂直位移量,其变形-时步曲线也反映了巷道围岩各点的变形趋势。由图9中可以看出无支护方案时,巷道顶板的下沉速率和最终下沉量都要明显大于巷道底板的变形量,而从不同支护方案可以看出,不同的支护方案均很好的控制了巷道顶板围岩的变形速率和最终变形量,但是值得注意的是,六种方案均较大程度的增加了巷道底板初期的变形速率。根据曲线图进行相关数据统计得到表3,从表3中可以看出同其他方案相比,方案三在控制巷道顶底板移近量方面要略优于其他方案。同时值得注意的是方案四在控制巷道鼓起量方面效果更为明显。分析其原因是由于其两底帮处的两根锚杆向下倾斜,更好的限制了巷道底板的变形,因此建议在采用方案三的同时,将其两底帮处的锚杆向下倾斜一定角度。

图8 不同支护方案下的塑性区分布图

图9 不同支护方案下的巷道顶底板变形时步图

表3 不同支护方案下巷道顶底板最大变形量(单位:m)

4 结论

综上所述,利用FLAC3D数值分析软件较好的模拟了不同支护方案下的巷道掘进过程,得到了巷道围岩的变形状态及塑性区分布状态等数值计算结果。通过对上述结果的对比分析可以看出,在方案三的基础上将两帮部的底角锚杆向下倾斜30°能更好的控制该矿IV5210工作面机风巷的顶底板变形。该矿在后续的巷道支护中采取了该方案措施,有效控制了巷道的顶底板变形,保证了煤矿的安全、高效生产。

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