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关岭山煤业3号煤层30104切眼支护设计研究

2021-10-11和智敏

2021年10期
关键词:锚杆顶板底板

和智敏

(山西陵川崇安关岭山煤业有限公司,山西 陵川 048300)

国内外学者在巷道支护领域研究、提出了多种支护理论并得到了较好的推广和应用,但由于我国煤矿地质条件的复杂性,这些理论与实践往往出现一定的偏差或应用不合理,如生搬硬套理论,会造成巷道顶板跨落、冒顶,造成巨大的经济损失和人员伤亡。此外,从已有巷道支护理论、技术研究现状可以发现,巷道围岩支护理论和技术内容不断丰富和发展着,但其应用于开采残留煤炭资源时,因不同情况下复采采场情况的不同,复采工作面围岩的控制还存有一定问题和不足,主要有:

1) 各种支护理论对煤矿破坏区复采工作面巷道顶板的复杂赋存情况都考虑较少,对于复杂的顶板,缺少合理的支护方案;

2) 关于复采工作面巷道围岩破坏情况的理论还比较少,加上工程实践较少,导致了使用常规的支护方式,支护效果得不到合理评价。

1 工程概况

关岭山煤业3号煤层厚度为4.35~4.65 m,煤厚稳定,全区可采。下距15号煤层105.82~109.12 m,平均约107.47 m。3号煤直接顶板为灰黑色泥岩,基本顶为砂岩,底板为灰黑色砂质泥岩、泥岩。

30104工作面切眼位于实体煤中时,采用矩形断面,断面尺寸为6 700 mm×2 600 mm。直接顶板为灰黑色泥岩,基本顶为砂岩,底板为灰黑色砂质泥岩、泥岩。

2 巷道围岩力学性质测定

基于关岭山煤业3号煤及其顶、底板岩石情况,在实验室中制取岩石试样并进行岩石力学试验(包含抗拉试验、抗剪试验、抗压试验),根据强度试验测定数据换算出容重、抗拉强度、单轴抗压强度(天然)、抗剪强度、内聚力、内摩擦角、弹性模量和泊松比等物理力学参数[1],为确定顶底板和煤层赋存特性以及数值计算提供理论依据和基础数据,为确定3号煤回采巷道的支护参数奠定基础。

2.1 岩石力学试验结果

在井下3号煤掘进工作面进行现场取样,得到3号煤层、顶板泥岩、顶板砂岩及底板泥岩的样本,加工为符合试验仪器规格的标准试件并编号区分,按照试验要求进行抗拉试验、抗压试验和抗剪试验,并做好记录。试验过程见图1。

图1 煤层及顶底板岩石力学试验过程

根据试验所得强度数据分别计算出3号煤层及顶底板岩石的物理力学参数,见表1。

2.2 3号煤巷道地质力学评估

由于3号煤层为近水平煤层,埋深为50~150 m,且井田范围内无区域性大断层,由此可知3号煤层地应力条件简单,垂直地应力煤层最大埋深计算σv=3.825 MPa,按水平地应力σh=1.2σv考虑,σh=4.59 MPa。

表1 3号煤层及顶底板岩石物理力学参数

3 3号煤切眼基本情况

切眼设计为矩形断面,支护方式设计为锚网索支护[2];层位:沿3号煤层底板掘进;断面形式:矩形;毛断面尺寸:宽×高=6 700 mm×2 800 mm;基本支护方式:锚杆+锚索+金属网。无表面封闭方式。

4 数值模拟模型及模拟方案

4.1 数值模拟模型的建立

本次数值模拟采用FLAC-3D仿真计算软件。为了提高模拟计算的效率和精度,三维建模按照自顶向下的设计方式,以巷道为建模原型创建总体模型,然后依次创建子模型,通过总体模型的输出自动为子模型施加边界条件;煤、岩层的网格划分采用八节点等参单元划分,工字钢的网格划分采用梁单元划分;计算出工作面切眼开挖之前的原始地应力作为模拟开挖时的初始载荷施加于模型[3]。

本次数值模拟是在3号煤层地质力学条件的基础上,研究工作面切眼锚网索支护效果。

结合工作面的实际开采条件,按照建模要求将模型尺寸设置为:长×宽×高=250 m×100 m×79.8 m。模型底部设为固定边界,4个侧面设为水平固定边界,划分网格共计209 760个单元,节点224 910个。仿真模拟3号煤层环境:煤厚取平均值4.5 m,埋深取最大值150 m,所受上覆基岩压力以均布载荷方式加载于模型的上边界。巷道的三维数值模型见图2,模型边界条件示意图见图3。

4.2 数值模拟方案及过程

1) 模拟方案。本次3号煤层切眼位于实体煤中时,采用矩形断面,断面尺寸为6 700 mm×2 600 mm。

开切眼实体煤掘进段采用锚网支护;顶板及两帮锚杆:采用D20 mm×2 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×800 mm;顶板采用D17.8 mm×7 300 mm的锚索,顶板及非工作面帮配合菱形金属网,工作面配合塑料网支护。

2) 模拟过程。在已经赋值平衡模型的基础上开挖30104工作面切眼并按设计方案对巷道进行支护。

图2 巷道数值分析三维模型

图3 模型边界条件示意

5 数值模拟结果

锚网支护切眼模拟效果见图4。由图可知,采用锚网支护的切眼,围岩的塑性破坏范围较小,破坏深度也较小,顶板及两帮只有部分区域发生破坏,破坏深度为0.5 m左右;围岩垂直应力在巷道两帮形成支承压力升高区,围岩垂直应力在巷道顶底板则形成应力降低区,巷道两帮出现明显的应力集中区,其应力峰值为3.73 MPa,其应力集中系数为1.22;从围岩水平位移分布可以看出,采用锚网支护后,巷道顶底板的移近量为1.68 mm,两帮移近量为1.62 mm。由分析可知,采用锚网支护后,切眼处围岩稳定性较好。

6 基于数值模拟的巷道支护设计

6.1 顶板支护

顶板采用锚网支护,其中:

顶板锚杆杆体采用直径20 mm、长度2 400 mm的螺纹钢,螺纹钢屈服强度335 MPa、抗拉强度490 MPa、延伸率18%、屈服载荷105.2 kN,配套高强度锚杆螺母以及方形带拱锚杆托盘,间排距800 mm×800 mm,预紧扭矩200 N·m,锚固剂采用K2335和Z2360各1支。

顶板锚索采用直径17.8 mm的预应力钢绞线,拉断载荷353 kN,锚索长度7 300 mm,配套方形带拱常规锚索托盘,间排距1 600 mm×1 600 mm,张拉后预紧力≥200 kN,锚固剂采用1支Z2335,2支CK2360。

网片规格:采用800 mm×3 900 mm矿用金属菱形网。

图4 锚网支护切眼模拟效果

6.2 两帮采用锚网支护

1) 非回采帮锚杆杆体采用直径20 mm、长度2 000 mm的螺纹钢,螺纹钢屈服强度335 MPa、抗拉强度490 MPa、延伸率18%、屈服载荷105.2 kN,配套高强度锚杆螺母以及方形带拱锚杆托盘,间排距800 mm×800 mm,预紧扭矩200 N·m,锚固剂采用K2335和Z2360各1支。

2) 回采帮锚杆杆体采用直径22 mm、长度2 400 mm的玻璃钢锚杆,配套高强度锚杆螺母以及方形带拱锚杆托盘,间排距800 mm×800 mm,预紧扭矩40 N·m,锚固剂采用K2335和Z2360各1支。

3) 非回采帮采用800 mm×3 900 mm的矿用金属菱形网,回采帮采用800 mm×3 900 mm的塑料网。

7 结 语

1) 3号煤30104切眼采用锚网支护,围岩的塑性破坏范围较小,破坏深度也较小,切眼顶板及回采、非回采两帮破坏区域范围较小,围岩破坏深度最大值0.5 m;

2) 3号煤采用锚网支护的切眼围岩垂直应力在巷道两帮形成支承压力升高区,3号煤采用锚网支护的切眼围岩垂直应力在巷道顶板、底板形成应力降低区;导致30104切眼回采帮和非回采帮出现明显的应力集中区,其应力峰值为3.73 MPa,其应力集中系数为1.22;

3) 从30104切眼围岩位移量分布可以看出,按照设计的锚网支护参数进行锚网支护后,30104切眼顶底板的移近量为1.68 mm,3014切眼两帮移近量为1.62 mm,切眼围岩变形较小,满足支护要求。

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