胡志云
(晉煤集團仙泉煤業(yè)有限公司,山西 長治 048007)
仙泉煤業(yè)有限公司主采3號、15號煤層,煤層總厚平均為11.15m。其集中膠帶下山機頭硐室直墻半圓拱型,凈寬6.8m,直墻高2.5m,凈高為5.9m。由于硐室圍巖巖性偏軟,塑性變形較大,且硐室斷面大,導致硐室投入使用后,在礦山壓力的影響下,硐室變形嚴重,極易發(fā)生片幫及局部冒頂現(xiàn)象,支護較為困難,時常需要擴修,嚴重影響硐室的使用,對礦井正常安全生產(chǎn)造成嚴重影響?,F(xiàn)分別對集中膠帶下山機頭硐室選取錨桿支護、錨桿-錨索協(xié)調支護與全斷面短錨索支護進行數(shù)值模擬對比分析,以期選擇出最佳的支護方式,確保礦井安全生產(chǎn)。
仙泉煤業(yè)集中膠帶下山機頭硐室斷面為直墻半圓拱,跨度6.8m,凈高為5.9m,底板依次為砂質泥巖、泥巖、粉砂巖,頂板依次為3號煤、泥巖、炭質泥巖和中砂巖。使用FLAC3D建立模型,模型范圍300m×52.2m×30m。
根據(jù)模型的實際賦存條件,巷道埋深530m,即q=∑γh=13.25 MPa,因此在模型上方施加13.25 MPa的地層壓力,設定側壓系數(shù)λ=1,所以在左右兩邊界施加13.25 MPa側壓力;模型底邊簡化為零位移邊界條件;在x方向可以運動,y方向為固定鉸支座,模型兩側簡化為零位移邊界條件;在y方向可以運動,x方向為固定鉸支座。在x=0,y=0處各布置一條測線,監(jiān)測圍巖內(nèi)的位移及應力情況。
本次試驗分別對錨桿支護、錨桿-錨索聯(lián)合支護及全斷面短錨索支護在支護強度基本一致的條件下進行模擬,建立了三種模擬方案。
方案1:錨桿支護,錨桿長2.4m,錨固長度1.0m,間排距0.9 m×0.9 m,施加預緊力50kN,支護強度P1=
方案2:錨桿--錨索聯(lián)合支護,錨桿長2.4 m,錨固長度1.0m,間排距1.2m×1.2m,施加預緊力50kN;錨索長7m,錨桿長度2.0m,間排距1.8m×2.0m,支護強度=0.062 MPa。
方案3:全斷面短錨索支護,錨索長5m,錨桿長度2.0 m,間排距1.4m×1.4 m,施加預緊力120kN,支護強度
(1)綜合位移分析
從圖1可以看出:巷道周邊圍巖的位移最大,隨著距離的增加圍巖的位移逐漸減??;b中巷道頂板上部圍巖內(nèi)產(chǎn)生0.02~0.03m 位移的范圍較a有所減小,說明錨索對頂板深部巖體有一定的控制作用,減少了頂板的破壞,相應降低了頂板對兩幫的壓力,兩幫圍巖內(nèi)產(chǎn)生0.02~0.03 m 位移的范圍也相應的有所減??;c中圍巖內(nèi)產(chǎn)生0.02~0.03m 位移的范圍明顯較a和b小,說明錨索很好的控制了巷道周邊圍巖的變形破壞,減少了圍巖完整性的降低,提高了圍巖強度。
圖1 綜合位移對比情況
由于綜合位移等值線圖只能定性看到巷道周邊圍巖的變形特征,不能定量體現(xiàn)巷道圍巖沿某一方向的變化特征,因此,在頂?shù)装逯胁?,和兩幫中部各布置一條測線,觀測圍巖內(nèi)位移變化(見圖2、圖3、圖4)。
圖2 不同支護方式頂板圍巖內(nèi)位移
圖3 不同支護方式底板圍巖內(nèi)位移
圖4 不同支護方式左幫圍巖內(nèi)位移
由上圖可以看出,采用錨桿支護時,巷道頂板的最大下沉量約為73mm,底板鼓起量約為63mm,左幫移近量約為84mm;采用錨桿-錨索聯(lián)合支護時,巷道頂板的最大變形量約為68mm,底板鼓起量約為62mm,左幫移近量約為75mm;采用全斷面短錨索支護時,巷道頂板的最大變形量約為34mm,底板鼓起量約為60mm,左幫移近量約為55mm。采用全斷面短錨索支護,巷道頂板的最大變形量比錨桿支護、錨桿-錨索聯(lián)合支護分別減小了46.1%,40.4%;左幫移近量分別減小了38.1%,28.8%。可見采用全斷面短錨索支護對巷道變形的控制效果明顯優(yōu)于前兩種支護方式。
(2)最大主應力分析
從圖5可以看出:巷道周邊圍巖內(nèi)的最大主應力值最低,隨著距離的增加圍巖的最大主應力逐漸增加。從a和b可以看出巷道周邊圍巖內(nèi)最大主應力為4MPa,c中巷道周邊圍巖內(nèi)最大主應力為5 MPa,說明采用全斷面短錨索支護,巷道圍巖的破壞程度較輕,應力釋放程度較前者低;另a和b中應力等值線密集程度基本相同,從圍巖表面到達最大主應力峰值的距離相差不大,c中應力等值線密集程度較前者高,從圍巖表面到達最大主應力峰值的距離有所減小,說明采用全斷面短錨索支護,能夠控制應力集中向深部轉移,避免產(chǎn)生新的破碎區(qū),即全斷面短錨索支護效果優(yōu)于前兩種支護方式。
圖5 最大主應力對比分析
由于最大主應力等值線圖只能定性看到巷道周邊圍巖內(nèi)應力的變化特征,不能定量體現(xiàn)巷道圍巖沿某一方向的應力變化特征。因此,在頂?shù)装逯胁坎贾靡粭l測線,觀測圍巖內(nèi)最大主應力的變化(見圖6)。
圖6 圍巖內(nèi)最大主應力變化曲線
從圖6可以看出,采用錨桿支護時,在x=3.8m 附近出現(xiàn)峰值;采用錨桿錨索聯(lián)合支護時,在x=3.3m 附近出現(xiàn)峰值;采用全斷面短錨索支護時,在x=2.8m 附近出現(xiàn)峰值。
可見在支護強度基本一致的情況下,采用全斷面短錨索支護,圍巖內(nèi)最大主應力峰值距圍巖表面最近,說明錨索能夠提高圍巖的強度,使圍巖的屈服強度大于應力集中強度,不產(chǎn)生新的破碎區(qū)。因此,避免了應力集中向深部轉移。
(3)巷道圍巖塑性區(qū)分析
采用不同支護方式,巷道圍巖的塑性區(qū)范圍見圖7。
圖7 圍巖塑性區(qū)范圍
巷道圍巖內(nèi)塑性區(qū)分布大小是影響圍巖穩(wěn)定性的關鍵因素,從圖7看出,a中圍巖內(nèi)的塑性區(qū)范圍較大,頂板的塑性區(qū)寬度約為4.5m,兩幫的塑性區(qū)寬度約為4m,除了底角錨桿,其它錨桿全部處于塑性區(qū)內(nèi),支護效果較差,錨桿不能控制塑性區(qū)的發(fā)展。圖b中頂板的塑性區(qū)寬度約為4.5m,兩幫的塑性區(qū)寬度約為4m,除了底角錨桿,其他錨桿全部處于塑性區(qū)內(nèi),頂板錨索長度雖然大于塑性區(qū)范圍,可以將塑性區(qū)與深部穩(wěn)定巖層聯(lián)系在一起,但由于錨桿的控制作用差,不能很好的控制圍巖的變性破壞,錨索不能適應圍巖變形,在支護過程中可能發(fā)生破斷,失去支護作用,造成塑性區(qū)的不斷擴大。圖c中圍巖塑性區(qū)明顯減小,巷道周邊的塑性區(qū)寬度約為3 m,小于錨索長度,即5.0m 的錨索可以將塑性區(qū)懸吊在深部穩(wěn)定巖層之上,保持圍巖的完整性,控制塑性區(qū)的發(fā)展。綜上分析,采用全斷面短錨索支護對塑性區(qū)的控制最為合理。
1)根據(jù)實驗巷道的具體情況,建立了FLAC3D三維模型,分別對錨桿支護、錨桿-錨索聯(lián)合支護和全斷面短錨索支護進行了模擬分析,結果表明,在三種支護方式支護強度基本一致的條件下,采用全斷面短錨索支護對巷道圍巖的變形及塑性區(qū)的控制作用較好。
2)模擬結果顯示,采用全斷面短錨索支護,巷道的塑性區(qū)范圍約為3.0m。因此,選用長度為5.0m 的短錨索可將巷道周邊的不穩(wěn)定層與深部穩(wěn)定巖層聯(lián)系在一塊,保持圍巖的完整性,提高圍巖強度,確保巷道的穩(wěn)定性。