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厚煤层大断面工作面的切眼合理支护技术研究

2012-11-10李鹏翔路全宽刘跃飞

山西煤炭 2012年4期
关键词:浅部岩层锚索

李鹏翔,路全宽,刘跃飞

(太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024)

厚煤层大断面工作面的切眼合理支护技术研究

李鹏翔,路全宽,刘跃飞

(太原理工大学 矿业工程学院,山西 太原 030024)

根据山西某矿4号煤层赋存条件,结合其围岩地质力学特征,运用FLAC-3D数值模拟软件,研究了某矿大断面切眼围岩变形与应力分布状况,提出了经济合理、技术可行的支护技术方案,对类似条件的切眼支护具有一定指导意义。

切眼支护;数值模拟;围岩应力

本文结合某矿大采高综放工作面切眼的实际情况,采用数值模拟技术揭示了锚杆、锚索对大断面切眼围岩的控制作用,能为该矿首采工作面的开切眼支护提供一定依据。

1 煤层赋存条件及工作面概况

山西某矿4号煤层(俗称丈八煤)位于太原组顶部,平均6.5 m,平均埋深450 m,是该矿主要采煤层,相应岩层力学参数,如表1所示。该矿设计生产能力500万t/a,采用单一走向长壁采煤法、综采放顶煤回采工艺。设计机采割煤高度3.5m,放煤高度3m,采放比为1∶0.86。首采为4201工作面,走向长2318 m,倾向长250m,工作面切眼为矩形断面,净宽8.0m,净高3.5m,净断面面积28.0m2。

2 模型建立及数值模拟分析

根据煤层赋存特征及相似理论,模型长×宽×高=50 m×30 m×50 m,煤层厚6.5 m、上覆岩层厚28.5 m,底板岩层厚15m,巷道两帮煤厚各21m。限制4个侧面的水平位置,限制底部边界的水平位移与垂直位移。巷道开挖之前,将计算的初始原岩应力作为载荷施加到模型上,垂直应力取上覆岩层容重,水平应力取垂直应力的1.1倍。整个模型共分107100个单元、114452个节点。在模型长度方向中部开挖开切眼,沿底板掘进留顶煤,切眼按设计尺寸掘进。

数值计算选用Mohr-Coulomb准则作为判断岩体破坏与否的强度准则,模型开挖后按FLAC-3D默认精度进行求解。

表1 4号煤层及顶底板岩石力学参数表

2.1 切眼无支护时的围岩变形分析

由于切眼断面较大,当切眼掘进以后,顶煤及下位直接顶因弯曲、变形而发生离层现象。开切眼在无支护情况下,顶煤及顶板的变形主要表现为巷道浅部顶板煤岩层的弯曲下沉。从图1看出,最大下沉量在X方向25 m处,即巷道中部处最大,下沉量达64.8mm,向两帮侧逐渐减小。距切眼顶4m内的顶煤及顶板具有显著离层现象,浅部顶煤岩层具有组合梁特征。两帮的变形主要表现为表层煤体的膨胀松动,从图2看出,水平方向的位移主要发生在巷帮浅部煤体内,且以巷帮中部变形较大、两帮相对移近量为66.8 mm,向两侧逐渐减小,煤体内1.5 m处的水平位移为表面位移的56.2%。可见,巷道两帮煤体的变形以松动膨胀为主,并且主要表现为两帮浅部煤体的整体位移。

图1 无支护时垂直位置分布云图

图2 无支护时水平位置分布云图

2.2 切眼无支护时的围岩应力分析

图3 无支护时围岩塑性屈服特征分布图

图4 无支护时垂直应力分布云图

从图3看出,顶煤最大破坏深度1.8 m,两帮最大破坏深度在巷道中线处,最大破坏深度2m。顶煤0.3 m以内及两帮0.7 m以内,均为拉伸或剪切破坏,其它部位均为剪切破坏。这说明顶煤浅部及巷帮浅部离层最为严重,切眼开挖在无支护情况下,由于周围煤岩体发生变形或破坏,顶煤、顶板岩层、两帮浅部煤层的部分应力向周围煤岩体转移。出现应力降低区,应力向深部煤岩层转移,从图4看出,两帮深部垂直应力集中达到最大值17.3MPa,若不进行有效的巷道支护,必然引起失稳或破坏。从图3看出,巷道顶煤和两帮煤体的浅部出现了拉伸破坏区域,由无拉应力准则可以判定,该区域为弯曲拉伸破坏的可能性较大。巷道的两顶角处剪应力较大,从图3中看出,在无支护情况下顶角围岩存在剪切破坏区,所以顶角部锚杆应当采用倾向煤壁布置。依据无支护时的巷道围岩数值模拟结果分析,参照本矿顶煤厚度及上覆岩层的物理力学性质,按照锚杆支护悬吊、组合梁理论,从无支护数值模拟结果可知:顶煤(板)破坏深度最大达2 m,两帮破坏为1.8 m,本次设计顶锚杆、帮锚杆为端头锚固;并为增强锚固效果,本次设计采用锚索补强,以增强锚固系统的悬吊作用。

2.3 切眼支护方案

通过无支护模拟结果、结合理论分析确定,4201工作面切眼支护模拟方案为:顶锚杆10根,锚杆类型Φ20 mm×3 000 mm,锚杆间排距80 mm×1 000 mm,锚固力设计为15t,预紧力为3t。锚索3根,锚索类型Φ17.8 mm×9 000 mm,锚索间排距2 000 mm×2000mm,锚固力设计为25t。帮锚杆4根,锚杆类型Φ20mm×2400mm,锚杆间排距800mm×1 000 mm,锚固力设计为10t,预紧力为3t。

2.4 切眼锚杆、锚索支护模拟结果分析

图5 有支护时垂直应力分布云图

图6 有支护时围岩塑性屈服分布图

图5为开切眼在锚杆、锚索联合支护时的巷道围岩位移分布情况;图6为围岩应力分布图和巷帮塑性屈服分布图。由图看出,锚杆锚索的组合支护下,开切眼顶板的最大下沉量为33.4 mm,是无支护时情况下的51.5%;两帮最大相对移近量为39.8 mm,是无支护情况下的59.5%。从图5也可看出,煤壁破坏深度为0.7m。说明锚杆、锚索支护有效控制了巷道的变形,改善了围岩的应力分布状况,围岩屈服得到有效控制,支护效果良好。

3 结论

(1)采用FLAC-3D软件对山西某矿4201工作面的切眼进行了数值模拟分析,揭示了4201工作面切眼围岩的垂直和水平应力分布规律,确定了围岩变形特征和屈服范围。(2)针对4201切眼无支护模拟结果分析、并参照工程类比法,提出了相应的支护参数,为该矿切眼支护参数提供了依据。(3)通过无支护模拟揭示了大断面巷道的围岩应力分布、屈服破坏的范围,并提出了合理的支护方案,能为同类型巷道支护提供一定参考。

[1]弓培林.大采高采场围岩控制理论及应用研究[M].北京:煤炭工业出版社,2006.

[2]柴肇云,康天合,李义宝,等.特厚煤层大断面切眼锚索支护的作用[J].煤炭学报,2008,37(7):733-737.

[3]侯朝炯,郭励生,勾攀峰.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[4]钱鸣高.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2010.

[5]张东,苏刚,程晋孝.深井大采高综采工作面切眼联合支护技术[J].煤炭学报,2010,35(11):1883-1887.

Reasonable Support Technology for Cutting Holes on Large Cross-section Working Face in Thick Seam

LI Peng-xiang,LU Quan-kuan,LIU Yue-fei
(College of Mining Engineering,Taiyuan University of Technology,Taiyuan Shanxi 030024)

Based on the geological condition of No.4 seam,combined with surrounding rocks'geological and mechanical features,using FLAC-3D numerical simulation software,the surrounding rock deformation and stress distribution around cutting holes were studied.An economical and feasible supporting design was presented,which is useful in the similar condition.

cutting holes support;numerical simulation;surrounding rock stress

TD355

A

1672-5050(2012)04-0056-03

2011-11-24

李鹏翔(1985—),男,山东济宁人,在读硕士研究生,从事煤矿开采方法及煤矿设计研究工作。

刘新光

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