李世平 王晓磊
(内蒙古科技大学矿业与煤炭学院)
基于FLAC3D复合顶板煤巷锚杆支护参数优化*
李世平 王晓磊
(内蒙古科技大学矿业与煤炭学院)
针对老石旦煤矿煤层厚度及埋深较大,煤层顶板互层为复合顶板,且层间岩体性质差距较大等特点,采用数值模拟方法对其煤巷顶板支护锚杆间排距进行优化。结果表明:锚杆间排距由0.7 m扩大到0.8 m时,巷道围岩塑性区及表面位移变化不明显,继续扩大到0.9 m时二者变化量增大。结合支护经验,确定锚杆间排距为0.8 m,可获得良好的支护效果。
复合顶板 数值模拟 锚杆支护 间排距
复合顶板巷道在煤矿中分布广泛,是国内外巷道支护的难题之一[1]。煤矿巷道掘进中,锚杆支护为一种主动支护方式,能及时加固围岩并和围岩共同构成承载体[2-4],提高了围岩自身强度和承载力,支护效果好,强度大,成本低。
老石旦煤矿位于内蒙古自治区乌海市,矿区走向长7.12 km,宽1.7 km,井田面积为9.776 4 km2。16404运输巷位于北三井口西南部,布置于16#煤层中,工作面标高为830~855 m。16#煤层属稳定的中厚煤层,平均厚8.8 m,煤层结构复杂,含3~4层夹矸,走向北西,倾向北东,倾角8°~18°,硬度系数f≤3,煤层层理节理较为发育。
现回风巷已掘进完毕,运输巷北翼段正在掘进中,巷道支护采用工程类比法设计,回风巷锚杆以0.7 m间排距支护来看,支护效果一般,存在支护成本高、掘进工效低、掘进支护接替紧张等不足,对锚杆间排距优化很有必要。
FLAC3D是在分析拉格朗日差分法的基础上编制的一种程序[5-6],分析原理基本类似于离散元法,能够采用非连续方法对连续介质做出大变形处理分析,特别适用于井下巷道围岩变形支护问题的研究。
1.1 模型建立
模型长、宽、高分别为60,30,40 m,共划分46 080 个单元。材料本构模型采用摩尔-库仑模型,模型周边及底部为位移边界条件,法向位移约束[7-9],模型顶部为垂直应力边界,所受载荷量为上覆岩体层重力(模型埋深按照500 m计算)。根据现场所取的岩样,得到室内试验岩块力学参数,折减后得到岩体参数,见表1。有限元模型见图1。
表1 16#煤层围岩物理力学参数
图1 有限元模型
1.2 模拟方案设计
16404运输巷北翼段采用锚杆(索)、金属网和W型钢带联合支护,树脂锚杆全长锚固,顶锚杆为φ20 mm×2 400 mm,帮锚杆为φ18 mm×2 000 mm,锚索为φ21.6 mm×7 300 mm。锚杆预紧力为25 kN,锚索预紧力为50 kN。模拟巷道净尺寸(宽×高)为5 000 mm×3 200 mm的直墙拱形巷道,巷道沿16-4#煤层底板掘进。
为了反映锚杆支护参数改变对巷道围岩稳定性的影响,在不考虑动压作用[10]时设计如下模拟方案:方案Ⅰ,锚杆间排距为0.7 m;方案Ⅱ,锚杆间排距为0.8 m;方案Ⅲ,锚杆间排距为0.9 m。
针对以上3种数值模拟方案,分别从巷道围岩的塑性区分布和巷道表面位移等方面,分析16404运输煤巷锚杆支护效果。
2.1 不同间排距下巷道塑性区分布
拱形巷道锚杆间排距分别为900,800,700 mm时,数值模拟煤巷围岩塑性区分布如图2所示,巷道两帮、顶板、底边的塑性破坏区深度如表2所示。
图2 不同间排距下的塑性区分布
表2 不同间距下巷道破坏深度统计分析
由以上分析可知,随着锚杆间距的增大,围岩塑性区范围及破坏最大深度逐渐扩大,说明巷道围岩的稳定受锚杆间距改变的影响较大。锚杆间距由700 mm增至800 mm时,围岩破坏程度的增加幅度较小,之后,间距增大到900 mm,锚杆数不再变化,塑性区的最大深度增长,顶底板表现尤为明显。因此,分析认为800 mm的间距较为合适,同原方案相比,在减少支护费用的同时还可以加快掘进速度。
2.2 不同间排距下巷道位移变化
数值模拟拱形巷道锚杆间排距分别为700,800,900 mm时,煤巷围岩位移云图如图3所示。根据位移云图绘制出巷道围岩深部位移变化曲线,如图4所示。锚杆间距分别为700,800,900 mm时,巷道顶底板、两帮围岩最大位移见表3。
根据表3中数据,锚杆间距由700 mm增至800 mm时,巷道垂直位移与水平位移均有所增加,帮移近量增加最大,达到了32%,顶板移近量最小,仅为3%;随着间距的进一步增大,围岩移近量随之继续增加,在原位移量的基础上,顶底板与帮部分别又增加了32%、27%、11%,使得顶板与两帮的绝对位移量分别达到了89.14,62.91 mm,接近于原来的1.5倍。因此,从经济与安全角度考虑,选择间排距为800 mm为优化方案。
(1)锚杆间排距由0.7 m增大到0.8 m时,巷道围岩塑性区分布变化不明显,再继续增大间排距至0.9 m时,巷道围岩塑性区范围以及破坏的最大深度骤然增大,说明锚杆间排距对巷道围岩的稳定有着重大影响。
图3 锚杆不同间距下的位移云图
图4 锚杆不同间距下巷道围岩深部位移变化
表3 锚杆不同间距下巷道围岩位移统计
(2)巷道顶底板围岩位移变化量近似呈对数关系,逐渐减小并趋于稳定。锚杆间排距由0.7m增大到0.8 m时,巷道顶底板位移量不太大,继续增大间排距至0.9 m时,巷道顶底板位移增量较大,说明900 mm的间排距已不能保证各锚杆之间锚固力相互作用,未能构成一个完整的支护体系来有效控制巷道围岩的变形。
(3)通过3种数值模拟方案的对比,对巷道围岩的塑性区分布和巷道表面位移进行了分析,结合该矿已有的支护经验及巷道支护成本,确定16404运输巷锚杆支护间排距为0.8 m较为适宜。
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Simulation on Supporting Parameters of Coal Roadway Anchor of Compound Roof based on FLAC3D
Li Shiping Wang Xiaolei
(College of mining,Inner Mongolia University of Science and Technology)
The coal seam thickness and buried depth is larger than others in Laoshidan coal mine, the alternating layers of roof is composite and the rock mass properties is different greatly between the layers, according to this characteristics, the row spacing between coal roadway roof bolt is optimized based on numerical simulation method. The results show that, the distance between the anchor rods expand from 0.7 m to 0.8 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are not obvious, when the distance between the anchor rods expand to 0.9 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are increased. Combined with the supporting experience, the reliable distance value between the anchor rods is 0.8 m, based on this parameters, good supporting effects can be obtained.
Compound roof, Numerical simulation, Bolt supporting, Inter-row spacing
*内蒙古自治区高等学校科学研究基金资助项目(编号:NJZY 13140)。
2014-11-07)
李世平(1964—),男,教授,014010 内蒙古包头市。