回采巷道支护方案数值模拟及可行性研究

侯晓志(内蒙古科技大学矿业研究院,内蒙古自治区包头市,014010)



回采巷道支护方案数值模拟及可行性研究

侯晓志
(内蒙古科技大学矿业研究院,内蒙古自治区包头市,014010)

摘 要为解决寸草塔一矿5－1煤层回采巷道变形严重问题,特使用顶板离层指示仪对煤层顶板进行观测,观测分析认为,单一使用锚杆支护并不能与顶板岩层形成有效锚固体,必须增加锚索支护。在原支护方式基础上,设计了5种支护方案,采用FLAC3D数值模拟软件分析了5种支护方案巷道顶板位移特征。结果表明最佳方案为每排2根锚索和5根锚杆。工程实践表明最佳方案可以保证巷道顶板的安全。

关键词回采巷道 巷道支护 数值模拟 支护参数

1　工程概况

寸草塔一矿隶属于神华神东煤炭集团,位于内蒙古自治区鄂尔多斯市伊金霍洛旗境内。首采51134综采工作面位于5－1煤层第12盘区,井田构造形态与区域构造一致,为简单的单斜构造,倾角一般在1°～10°,17线以南为沿走向发育宽缓的波状起伏,向背斜构造。19～20线之间有一正断层,断层走向216°,倾角为58°,落差距20m,井田内无岩浆侵入。上覆基岩厚度为21.96～47.31 m,松散层厚度为0～4.32m,以砂质泥岩为主。煤层埋藏深度为104～105m。51134工作面推进长度1250m,倾向长度285m,工作面所采煤层厚度变化不大,结构简单,煤层厚度为2.2～2.8m,平均厚度为2.5m。煤层顶板相对破碎,裂隙发育;直接顶为细粒砂岩和粉砂岩,老顶为砂质泥岩,不存在伪顶,直接底为砂质泥岩、泥岩,老底为中、细粒砂岩。

2　巷道失稳原因

51134工作面回采巷道为5.0m×3.0m (宽×高)矩形断面。开采初期,巷道的支护设计依据经验以及参照相邻矿井煤层按照围岩稳定性Ⅱ类(稳定)进行支护设计,顶板支护采用锚杆＋菱形金属网＋钢筋梁的支护形式,顶板锚杆每排4根,两帮锚杆每排各3根,锚杆直径统一为22mm的螺纹钢,长度均为2.2m。开采期间,由于巷道顶板岩层相对比较破碎,且受采动影响,导致锚杆支护受力不均,使得锚杆与破碎顶板未形成有效锚固体结构,巷道顶板部分区域呈现下沉趋势,致使一些锚杆、金属网失效;部分区域顶板出现3～5mm的裂缝,且裂缝宽度呈现增大趋势,已经影响到生产的安全进行。巷帮与底板相对完好。

为掌握顶板离层变化情况,使用顶板离层指示仪监测顶板离层位移变化。观测点布置在51134工作面前方的回风巷中,共设置2个巷道超前观测站,实测回风巷道顶板离层变化。随着工作面的向前推进,Ⅰ测站顶板离层仪深部5m基点在测站距工作面49m时,开始有1mm的离层变形发生,观测结束时最大变形5mm,浅部3m基点在测站距工作面15m时,有1mm的离层变形发生,最终变形2mm。II测站顶板离层仪深部5m基点在测站距工作面33m时,变形1mm,当工作面推进超前测站位置12 m时,最终位移变形5 mm,浅部3m基点在测站距工作面3m时,有1mm变形发生,最终变形1mm。

通过2个测站的顶板岩层离层位移观测分析,随着工作面的推进,受工作面前方支承压力影响使巷道顶板下位3m的岩层与上位5m岩层的移动变形出现严重的不同步现象,说明此时51134工作面的回采巷道顶板岩层已经发生了离层或分离,原来巷道顶板岩层的组合岩梁变成了分离岩梁结构,分离岩梁结构比原组合岩梁整体结构所能承受的载荷要低的多。在此条件下,仅靠当前2.2m的锚杆＋菱形金属网＋钢筋梁的支护形式并不能保证复合破碎顶板的稳定,顶板随时有冒落的危险。目前最行之有效的解决办法是使用高强度预应力锚索支护,由于顶板深部5 m基点层位已有位移变形,因此锚索长度必须大于5m以上。

3　锚索长度计算

巷道顶板基本全为软岩层结构,支护比较困难,按照锚索长度公式计算如下:

式中:L——锚索总长度,m;

La——锚索深入稳定层锚固长度,m;

Lb——需要悬吊不稳定岩体厚度, 取3.6m;

Lc——上托盘及锚具厚度,取0.25m;

Ld——需要外露的张拉长度,取0.35m;

K——安全系数,取2;

d1——锚索钢绞线直径,取17.8mm;

fa——钢绞线抗拉强度,取1860N/mm2;

fc——锚索与锚固剂粘合强度,取10N/mm2。

将相关数据代入式(2),计算得出锚索深入稳定层锚固长度大于1.655m,这里取2m。将所得数据代入式(1)得到锚索的总长度为6.2m,为保证锚索支护的绝对安全,确定锚索长度为6.7m。

最终所选锚索长度为6.7 m,直径为17.8mm。锚索托板选用300mm×300mm×12 mm(长×宽×厚)的普通钢板,选用Z23400的树脂锚固剂,每孔3卷,可以满足要求。

4　回采巷道支护方案设计及数值模型建立

4.1回采巷道支护方案

回采巷道的支护设计是一个理论结合实际的问题。根据寸草塔一矿5－1煤层的实际条件,在原支护方式的基础上,结合以往经验及工程实际情况,设计了5种支护方案,见表1。方案中锚杆的长度2.2m、锚杆排距1.0m,与原方案相同,锚索排距定为2.0m,顶板锚杆、锚索安设角度与顶板呈垂直,通过数值模拟的方法确定顶板最优支护方案。

表1　巷道顶板支护方案

4.2 数值模型建立

根据所设计的支护方案,采用FLAC3D数值模拟软件进行数值模拟,建立尺寸为65m×40m× 85m模型,固定左右方和下部的边界条件,上部采用应力边界条件,上边界建到地表为自由面。根据研究需要和现场巷道开掘的实际状况,在回风巷道内选择具有代表性的区域对围岩进行取样,经实验室测得5－1煤层回采巷道围岩的力学参数见表2。

表2　5－1煤层及顶底板物理力学参数表

模拟巷道断面尺寸为5m×3m (宽×高)的矩形巷道。通过控制顶板锚杆数量(每排4根)不变,比较方案一、方案二和方案三支护效果确定顶板锚索数量;通过控制顶板锚索数量(每排1根)不变,比较方案一、方案四和方案五支护效果确定顶板锚杆数量。比较不同数量锚索和锚杆支护条件下的模拟结果,确定最优支护方案。

5　回采巷道支护方案效果分析

5.1每排不同根数锚索位移分布特征

模拟的结果可知,顶板锚杆均为每排4根的情况下,顶板锚索每排分别为1根、2根、3根时,巷道顶板下沉量分别为36mm、27mm、23mm,巷道围岩位移随顶板锚索根数的增加而减小,顶板锚索每排从1根增加到2根,位移减小较快,顶板锚索每排从2根增加到3根时,巷道围岩位移量减小较为缓慢;说明在2根锚索的基础上继续增加锚索根数对于改善围岩状况效果不明显,综合考虑,方案二为锚索支护的最优方案。

5.2每排不同根数锚杆位移分布特征

顶板锚索均为每排1根的情况下,顶板锚杆每排分别为4根、5根、6根时,从模拟的结果得出:巷道顶板下沉量分别为36mm、30mm、26mm,巷道围岩位移随顶板锚杆根数增加而减小,顶板锚杆每排从4根增加到5根,位移减小较快,顶板锚杆每排从5根增加到6根时,巷道围岩位移减小较为缓慢;增加锚杆根数对改善围岩状况效果有限,最终,确定方案四为锚杆的最优支护方案。

通过以上数值模拟方案的比较,方案二与方案四的支护效果对提高巷道围岩稳定性有明显的改善,继续加大锚索和锚杆的支护密度对控制围岩稳定效果不明显。综合考虑,寸草塔一矿5－1煤层最优支护方案为顶板锚索由原来的无锚索增加为每排2根锚索,顶板锚杆由原来的每排4根增加到5根。

6　工程应用监测结果

通过上述确立的最优方案,应用到工程实践中,在51134工作面前方的回风巷道中布置2个巷道超前观测站(Ⅰ测站和Ⅱ测站),Ⅰ测站布置在距工作面60m处,Ⅱ测站布置在距工作面90m 处,每个测站同断面分别安装3个锚杆测力计,Ⅰ测站1号测力计安装在顶板靠近煤柱侧,2号测力计安装在巷道顶板中部,3号测力计安装在顶板靠近工作面侧,Ⅱ测站3个锚杆测力计安装位置同Ⅰ测站,通过锚杆测力计对最优支护方案进行锚杆载荷测试。

通过分析锚杆载荷实测数据,可以得出随着工作面的向前推进,两个测站锚杆测力计的锚杆载荷实测值在观测期间总体比较稳定,变化不大,说明该段巷道围岩稳定性较好,巷道变形破坏轻微,维护效果良好。Ⅰ测站2号测力计锚杆载荷大于Ⅰ测站3号测力计锚杆载荷,也大于Ⅰ测站1号测力计锚杆载荷,Ⅱ测站3个锚杆测力计载荷也符合上述特征;表明锚杆载荷符合巷道顶板中部载荷＞顶板工作面侧载荷＞巷道顶板煤柱侧载荷。实践表明,采用预应力锚索对巷道实施补强加固支护措施后,巷道基本支护－锚杆支护载荷稳定,支护强度足够,巷道围岩整体趋于稳定,能够满足安全的要求,在完善提高的基础上可以应用于5－1煤层长壁工作面的巷道支护设计与支护实践。

7　结语

在确定锚索长度为6.7 m的基础上,运用FLAC3D数值模拟软件分析比较了5种支护方案的巷道顶板下沉量,确定巷道每排为2根锚索及5根锚杆为最优支护方案,并将该支护方案应用于工程实践中,经锚杆测力计检验,5－1煤层回采巷道围岩稳定性得到了有效控制,验证了改进后支护方案的可行性。

参考文献:

[1] 王素英,薛惠,张喆.高应力软岩回采巷道支护方案数值模拟[J].煤矿安全,2014(6)

[2] 马文涛,王三明.复杂地质条件下回采巷道支护的数值模拟研究[J].煤炭技术,2015(5)

[3] 刘新河,田灵涛,陈龙等.薛村矿高应力软岩巷道支护数值模拟研究[J].中国煤炭,2009(3)

[4] 李军亮.UDEC数值模拟在回采巷道支护设计中的应用研究[J].中国煤炭,2014(12)

[5] 闫飞,严国超.高水平应力条件下大断面巷道支护技术研究[J].煤炭工程,2014(7)

[6] 许梦国,王明旭,王平等.不同巷道支护方式的数值模拟分析[J].矿冶工程,2013(6)

[7] 徐守仁,王红霞,张源源.软煤层巷道支护技术研究及应用[J].煤矿安全,2012(12)

[8] 周立财,张立君,付强.软岩巷道超长锚杆支护技术[J].煤炭科学技术,2013(S2)

[9] 许传峰.高应力软岩巷道支护设计及数值模拟[J].煤矿安全,2013(7)

(责任编辑张毅玲)

Numericalsimulationandfeasibilityresearchonsupportingschemeofminingroadway

HouXiaozhi
(MiningResearchInstitute,InnerMongoliaUniversityofScienceandTechnology,Baotou, InnerMongolia014010,China)

AbstractInordertosolvetheseriousdeformationproblemofminingroadwayin5－1coal seamofCuncaotaNo.1Mine,roofseparationindicatinginstrumentwasusedtoobservetheseam roof,theobservationresultsshowedthatonlyusingboltscouldn＇tformaneffectiveroof-boltanchoragebody,andanchorcablesupportingmustbeadded.Onthebasisoforiginalsupporting method,fivekindsofsupportingschemesaredesigned,andtheroofdisplacementcharacteristics ofroadwaywereanalyzedbyusingFLAC3Dnumericalsimulationsoftware.Theresultsshowed thattheoptimalschemewas2anchorcablesand5anchorboltsineachrow,andtheengineering practicesshowedthattheoptimalschemecouldensurethesafetyofroadwayroof.

Keywordsminingroadway,roadwaysupporting,numericalsimulation,supportingparameters

中图分类号TD353

文献标识码A

作者简介:侯晓志(1988－),男,汉族,博士研究生,从事矿山安全方面的研究。