高支承压力区沿空留巷充填体强化支护的数值模拟研究

李学彬,曲广龙,黄万鹏,夏方迁,陆 侃,王 军

(中国矿业大学 (北京)力学与建筑工程学院,北京 100083)

高支承压力区沿空留巷充填体强化支护的数值模拟研究

李学彬,曲广龙,黄万鹏,夏方迁,陆 侃,王 军

(中国矿业大学 (北京)力学与建筑工程学院,北京 100083)

结合东荣二矿 18层右五面沿空留巷具体地质条件和支护工程实践,得出充填支护体承受荷载大且强度低,垂向应力超限而发生破坏,提出加强充填支护体强度和减少荷载的措施。通过FLAC3D进行数值优化,确定强化支护方式参数:缓冲层厚度为 200mm;单体支柱排距为 0.6m;充填体采用双预应力锚杆钢带强化,锚杆间排距为 0.6m×1.0m,锚杆预应力为 20kN;充填支护体顶部为水平,并用钢丝网强化。通过分析对比原支护方式和强化支护方式下沿空留巷围岩的稳定性,可以看出强化支护方式提高了充填支护体的强度,减少了充填支护体的变形量,维持了巷道围岩稳定。

沿空留巷;充填支护体;FLAC3D;数值模拟

沿空留巷可以完全取消区段煤柱,能有效地提高煤炭采出率,还可以降低巷道掘进率,因此,与留煤柱护巷及沿空掘巷相比均具有较明显的经济效益。随着采深加大及开采条件日益复杂和恶化,构造应力、深井、松软破碎围岩及采动影响等多因素作用下的沿空留巷维护问题日益严峻,阻碍沿空留巷技术进一步推广和应用[1-6]。

沿空留巷技术的成功,是巷内支护与巷旁支护联合作用的结果,国内外对沿空留巷巷旁支护机理及方法进行了深入研究和大量工程实践,取得了大量的成果[7-9]。淮南矿业集团顾桥煤矿、枣庄矿业集团高庄煤矿和新汶矿务局翟镇煤矿等,先后在综采工作面采用混凝土输送泵和专用充填液压支架,进行了混凝土支护体机械化施工的沿空留巷实验研究,并取得了良好的技术经济效果。

双鸭山东荣二矿在中一上采区 18层右五面运输巷实施沿空留巷。由于其上部 17煤开采残留有区段煤柱,使得沿空巷道处于支承高压区,采用混凝土充填体沿空留巷技术。数值模拟分析和现场观测都证明:由于处于高支承应力区,充填体承受荷载过大,而且充填支护体强度低,充填支护体由于垂向压应力超限而内鼓,片帮现象严重。所以必须对充填支护体采取强化支护措施。为了强化充填支护体和保持沿空留巷的稳定,提出加强支护体强度和减小充填支护体荷载 2种强化措施,采用数值分析软件 FLAC3D,并对强化措施进行参数优化。

1 充填支护体强化支护

由于沿空留巷处于高支承应力区,充填支护体荷载大且强度低,充填支护体应力超限而发生破坏,所以必须对充填支护体采取强化支护措施。充填支护体的强化支护措施包括 2项内容:

(1)加强充填支护体强度 对充填支护体施加锚杆;对充填支护体施加钢带。在充填支护体的施工过程中,充填模板内布置双侧钢带,并用两端都有一段螺纹的专用锚杆及螺栓连接两侧钢带,然后浇注混凝土,如图 1。

图1 充填支护体支护方案

(2)减小充填体承受的载荷 加大巷道内单体支柱密度;在充填支护顶端预留缓冲层。

充填支护体强化试验方案:

(1)缓冲层厚度 (mm):100,200,300, 400,500。

(2)单体支护排距 (m):0.6,0.7,0.8, 1.0。

(3)充填体锚杆排距 (m)0.5,0.6,0.7, 0.8,1.0;间距 (m)0.6,0.8,1.0,1.4。

(4)充填体锚杆预应力 (kN):10,20,30, 40,50。

2 充填支护体强化支护方案优化

2.1 沿空留巷巷道力学结构模型

所建立的沿空留巷巷道围岩力学模型如图 2。

图2 沿空留巷三维计算模型

三维计算模型宽 37m×高 45m×厚 5m,倾角13°,宽 ×高为 2.8m×4.2m,充填支护体 2.8m× 1.7m,三维模型共划分14520个单元和 18090个节点。

力学结构模型边界条件为:模型上部边界根据17煤残留煤柱数值模拟计算的成果——巷道顶板处于 17煤残留煤柱支承压力区,其垂向压力 P= 25.2MPa。模型侧面限制水平移动,模型底面限制垂直移动。

煤层采用应变软化模型,岩层均采用摩尔库伦模型[10-11],岩石力学参数如表 1。

表1 岩石力学参数

2.2 充填支护体强化支护方案的优化及分析

通过改变某项支护强化参数,而保持其他支护参数不变,依照充填支护体水平位移极值进行定量优化。

(1)缓冲层厚度 缓冲层厚度为 0.1m时,对充填体影响效果不明显,充填体水平位移仅减少16.5mm,但到 0.2m时,充填体水平位移减少84.7mm,效果较好。随着充填层厚度增加,顶板下沉量也随之加大,不利于顶板的稳定,同时,受到沿空留巷密闭条件的制约,结合现场情况,缓冲层厚度以200mm为宜。

(2)单体支柱支护排距 随着单体支柱密度的增加,即排距的减小,充填体水平位移极值不断减少,基本上呈现线性变化。结合现场生产实际条件,将单体支柱的排距确定为 0.6m。

(3)充填体锚杆排距 随着锚杆排距的减少,充填支护体的强度不断提高,充填体水平位移不断减小,当锚杆排距小于 0.6m后,水平位移变化量不大,仅为5.9mm,所以充填体锚杆排距取0.6m。

(4)充填体锚杆间距 随着锚杆间距的扩大,充填体水平位移逐渐减小,当间距为 1.0m时水平位移极值最小,超过 1.0m后水平位移极值又有所增加,所以充填体锚杆间距取 1.0m。

(5)充填体锚杆预应力 施加锚杆预应力后,水平位移量降低明显。当预应力为 20kN时,水平位移最小,充填体完整性最好,当超过 20kN后,充填体顶部由于应力过于集中而破坏,充填体水平位移极值反而增加,所以应施加 20kN预应力。

2.3 强化支护方式参数的确定

通过以上数值模拟确定充填支护体强化方式: (1)缓冲层厚度取 200mm。(2)单体支柱排距取 0.6m。

(3)充填体采用双预应力锚杆钢带强化,锚杆排距为 0.6m,间距为 1.0m,预应力为 20kN,钢带采用双水平排列。

(4)充填体顶部倾斜,由于两端受力不均匀,在采空区侧水平位移较大,所以设置充填顶部水平,并用钢丝网强化。

3 支护体强化后的围岩稳定性效果对比

对比原支护方式和强化支护方式下,沿空留巷巷道围岩的稳定性如表 2。沿空留巷巷道围岩稳定性数值模拟结果如图 3和图 4所示。

图3 沿空留巷围岩的垂向应力

在原支护条件下,充填支护体支护强度低,由于局部压力超限,导致充填支护体变形量过大,片帮严重,顶板下沉量过大,巷道稳定性较差。采用优化的加强支护措施,极大提高充填支护体的强度,同时减小了充填支护体承受荷载,充填支护体变形量降低,承载能力提高,巷道围岩变形程度小,巷道围岩稳定性较好。

图4 充填支护体的垂向应力

4 结论

(1)沿空留巷处于高支承应力区,巷旁充填支护体支承荷载大,支护强度低,变形量过大,发生剪切拉伸破坏。针对高支承应力区沿空留巷的特点,提出强化支护措施:对充填支护体施加锚杆和钢带,以加强充填支护体强度;加大巷道内单体支柱密度和在充填支护顶端设置预留变形层,以减少充填体承受载荷。

(2)通过 FLAC3D进行数值分析对加强支护参数进行优化,制定强化支护方式:缓冲层厚度取200mm;单体支柱排距取 0.6m;充填体采用双预应力锚杆钢带强化,锚杆排距为 0.6m,间距为1.0m,预应力为 20kN;充填支护体顶部为水平,并用钢丝网强化。

(3)通过分析原支护方式下和强化支护方式下巷道围岩的稳定性,强化支护方式极大提高充填支护体的强度,承载能力提高,变形量减少,巷道围岩变形程度小,应力集中系数降低,巷道围岩稳定性较好,满足沿空留巷巷道的稳定性要求。

[1]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,2004.

[2]陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制 [M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[3]康红普.软岩巷道底鼓的机理及防治 [M].北京:煤炭工业出版社,1993.

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[6]何富连,陈建余,邹喜正,等 .综放沿空巷道围岩卸压控制研究 [J].煤炭学报,2000,25(6):589-592

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[11]Itasca Consulting Group,Inc..FLAC3D (FastLagrangian Analysis of Continua in Three-dimensions),Version 2.1,Usermanual [Z].FLAC

[责任编辑:邹正立]

Numerical Simulation of Strengthen ing Supporting with Stowing Body in Roadway Reta ined along Gob in High Abutment Pressure Zone

L IXue-bin,QU Guang-long,HUANGWan-peng,XIA Fang-qian,LU Kan,WANG Jun

(Mechanics&Architecture Engineering School,China University ofMining&Technology(Beijing),Beijing 100083,China)

According to geological condition and supporting practice,this paper believed that stowing supporting body bore large load but had low strength and damaged due to excessive vertical stress.It put for ward a suggestion of raising stowing body’s strength and reducing load.By numerical simulation with FLAC3D,it obtained following strengthening supporting parameters:buffer layer’s thickness was 200mm,row distance of single prop was 0.6m,stowing body was strengthened by double pre-stress anchored bolt and metal band,row distance of anchored boltwas 0.6m×1.0m,pre-stressof anchored boltwas20kN,top of stowing bodywas horizontal and strengthened bywire mesh.Analysis of surrounding rock’s stability under original supporting and strengthening supporting condition showed that strengthening supporting increased strength of stowing body,reduced its deformation and kept roadway′s stability.

retaining roadway along gob;stowing supporting body;FLAC3D;numerical simulation

TD322.4

A

1006-6225(2010)06-0048-03

2010-04-29

李学彬 (1981-),男,山东潍坊人,博士研究生,从事工程力学与采矿工程、岩土工程交叉学科方面的研究。