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        基于FLAC3D復(fù)合頂板煤巷錨桿支護(hù)參數(shù)優(yōu)化*

        2015-03-09 01:54:12李世平王曉磊
        現(xiàn)代礦業(yè) 2015年5期
        關(guān)鍵詞:錨桿圍巖

        李世平 王曉磊

        (內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)與煤炭學(xué)院)

        基于FLAC3D復(fù)合頂板煤巷錨桿支護(hù)參數(shù)優(yōu)化*

        李世平 王曉磊

        (內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)與煤炭學(xué)院)

        針對(duì)老石旦煤礦煤層厚度及埋深較大,煤層頂板互層為復(fù)合頂板,且層間巖體性質(zhì)差距較大等特點(diǎn),采用數(shù)值模擬方法對(duì)其煤巷頂板支護(hù)錨桿間排距進(jìn)行優(yōu)化。結(jié)果表明:錨桿間排距由0.7 m擴(kuò)大到0.8 m時(shí),巷道圍巖塑性區(qū)及表面位移變化不明顯,繼續(xù)擴(kuò)大到0.9 m時(shí)二者變化量增大。結(jié)合支護(hù)經(jīng)驗(yàn),確定錨桿間排距為0.8 m,可獲得良好的支護(hù)效果。

        復(fù)合頂板 數(shù)值模擬 錨桿支護(hù) 間排距

        復(fù)合頂板巷道在煤礦中分布廣泛,是國(guó)內(nèi)外巷道支護(hù)的難題之一[1]。煤礦巷道掘進(jìn)中,錨桿支護(hù)為一種主動(dòng)支護(hù)方式,能及時(shí)加固圍巖并和圍巖共同構(gòu)成承載體[2-4],提高了圍巖自身強(qiáng)度和承載力,支護(hù)效果好,強(qiáng)度大,成本低。

        老石旦煤礦位于內(nèi)蒙古自治區(qū)烏海市,礦區(qū)走向長(zhǎng)7.12 km,寬1.7 km,井田面積為9.776 4 km2。16404運(yùn)輸巷位于北三井口西南部,布置于16#煤層中,工作面標(biāo)高為830~855 m。16#煤層屬穩(wěn)定的中厚煤層,平均厚8.8 m,煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,含3~4層夾矸,走向北西,傾向北東,傾角8°~18°,硬度系數(shù)f≤3,煤層層理節(jié)理較為發(fā)育。

        現(xiàn)回風(fēng)巷已掘進(jìn)完畢,運(yùn)輸巷北翼段正在掘進(jìn)中,巷道支護(hù)采用工程類比法設(shè)計(jì),回風(fēng)巷錨桿以0.7 m間排距支護(hù)來看,支護(hù)效果一般,存在支護(hù)成本高、掘進(jìn)工效低、掘進(jìn)支護(hù)接替緊張等不足,對(duì)錨桿間排距優(yōu)化很有必要。

        FLAC3D是在分析拉格朗日差分法的基礎(chǔ)上編制的一種程序[5-6],分析原理基本類似于離散元法,能夠采用非連續(xù)方法對(duì)連續(xù)介質(zhì)做出大變形處理分析,特別適用于井下巷道圍巖變形支護(hù)問題的研究。

        1 巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

        1.1 模型建立

        模型長(zhǎng)、寬、高分別為60,30,40 m,共劃分46 080 個(gè)單元。材料本構(gòu)模型采用摩爾-庫侖模型,模型周邊及底部為位移邊界條件,法向位移約束[7-9],模型頂部為垂直應(yīng)力邊界,所受載荷量為上覆巖體層重力(模型埋深按照500 m計(jì)算)。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)所取的巖樣,得到室內(nèi)試驗(yàn)巖塊力學(xué)參數(shù),折減后得到巖體參數(shù),見表1。有限元模型見圖1。

        表1 16#煤層圍巖物理力學(xué)參數(shù)

        圖1 有限元模型

        1.2 模擬方案設(shè)計(jì)

        16404運(yùn)輸巷北翼段采用錨桿(索)、金屬網(wǎng)和W型鋼帶聯(lián)合支護(hù),樹脂錨桿全長(zhǎng)錨固,頂錨桿為φ20 mm×2 400 mm,幫錨桿為φ18 mm×2 000 mm,錨索為φ21.6 mm×7 300 mm。錨桿預(yù)緊力為25 kN,錨索預(yù)緊力為50 kN。模擬巷道凈尺寸(寬×高)為5 000 mm×3 200 mm的直墻拱形巷道,巷道沿16-4#煤層底板掘進(jìn)。

        為了反映錨桿支護(hù)參數(shù)改變對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性的影響,在不考慮動(dòng)壓作用[10]時(shí)設(shè)計(jì)如下模擬方案:方案Ⅰ,錨桿間排距為0.7 m;方案Ⅱ,錨桿間排距為0.8 m;方案Ⅲ,錨桿間排距為0.9 m。

        2 數(shù)值模擬及分析

        針對(duì)以上3種數(shù)值模擬方案,分別從巷道圍巖的塑性區(qū)分布和巷道表面位移等方面,分析16404運(yùn)輸煤巷錨桿支護(hù)效果。

        2.1 不同間排距下巷道塑性區(qū)分布

        拱形巷道錨桿間排距分別為900,800,700 mm時(shí),數(shù)值模擬煤巷圍巖塑性區(qū)分布如圖2所示,巷道兩幫、頂板、底邊的塑性破壞區(qū)深度如表2所示。

        圖2 不同間排距下的塑性區(qū)分布

        表2 不同間距下巷道破壞深度統(tǒng)計(jì)分析

        由以上分析可知,隨著錨桿間距的增大,圍巖塑性區(qū)范圍及破壞最大深度逐漸擴(kuò)大,說明巷道圍巖的穩(wěn)定受錨桿間距改變的影響較大。錨桿間距由700 mm增至800 mm時(shí),圍巖破壞程度的增加幅度較小,之后,間距增大到900 mm,錨桿數(shù)不再變化,塑性區(qū)的最大深度增長(zhǎng),頂?shù)装灞憩F(xiàn)尤為明顯。因此,分析認(rèn)為800 mm的間距較為合適,同原方案相比,在減少支護(hù)費(fèi)用的同時(shí)還可以加快掘進(jìn)速度。

        2.2 不同間排距下巷道位移變化

        數(shù)值模擬拱形巷道錨桿間排距分別為700,800,900 mm時(shí),煤巷圍巖位移云圖如圖3所示。根據(jù)位移云圖繪制出巷道圍巖深部位移變化曲線,如圖4所示。錨桿間距分別為700,800,900 mm時(shí),巷道頂?shù)装?、兩幫圍巖最大位移見表3。

        根據(jù)表3中數(shù)據(jù),錨桿間距由700 mm增至800 mm時(shí),巷道垂直位移與水平位移均有所增加,幫移近量增加最大,達(dá)到了32%,頂板移近量最小,僅為3%;隨著間距的進(jìn)一步增大,圍巖移近量隨之繼續(xù)增加,在原位移量的基礎(chǔ)上,頂?shù)装迮c幫部分別又增加了32%、27%、11%,使得頂板與兩幫的絕對(duì)位移量分別達(dá)到了89.14,62.91 mm,接近于原來的1.5倍。因此,從經(jīng)濟(jì)與安全角度考慮,選擇間排距為800 mm為優(yōu)化方案。

        3 結(jié) 論

        (1)錨桿間排距由0.7 m增大到0.8 m時(shí),巷道圍巖塑性區(qū)分布變化不明顯,再繼續(xù)增大間排距至0.9 m時(shí),巷道圍巖塑性區(qū)范圍以及破壞的最大深度驟然增大,說明錨桿間排距對(duì)巷道圍巖的穩(wěn)定有著重大影響。

        圖3 錨桿不同間距下的位移云圖

        圖4 錨桿不同間距下巷道圍巖深部位移變化

        表3 錨桿不同間距下巷道圍巖位移統(tǒng)計(jì)

        (2)巷道頂?shù)装鍑鷰r位移變化量近似呈對(duì)數(shù)關(guān)系,逐漸減小并趨于穩(wěn)定。錨桿間排距由0.7m增大到0.8 m時(shí),巷道頂?shù)装逦灰屏坎惶?,繼續(xù)增大間排距至0.9 m時(shí),巷道頂?shù)装逦灰圃隽枯^大,說明900 mm的間排距已不能保證各錨桿之間錨固力相互作用,未能構(gòu)成一個(gè)完整的支護(hù)體系來有效控制巷道圍巖的變形。

        (3)通過3種數(shù)值模擬方案的對(duì)比,對(duì)巷道圍巖的塑性區(qū)分布和巷道表面位移進(jìn)行了分析,結(jié)合該礦已有的支護(hù)經(jīng)驗(yàn)及巷道支護(hù)成本,確定16404運(yùn)輸巷錨桿支護(hù)間排距為0.8 m較為適宜。

        [1] 宮顯斌.復(fù)合頂板條件下煤巷錨桿支護(hù)技術(shù)[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2000,17(10):7-9.

        [2] 侯朝炯,勾攀峰.巷道錨桿支護(hù)圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化機(jī)理研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2000,19(3):342-345.

        [3] 侯朝炯,郭勵(lì)生,勾攀峰.煤巷錨桿支護(hù)[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,1999.

        [4] 侯朝炯,勾攀峰,張 農(nóng),等.巷道錨桿支護(hù)圍巖強(qiáng)度強(qiáng)化理論研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2000,28(S):73-76.

        [5] 劉 波,韓彥輝.FLAC原理、實(shí)例與應(yīng)用指南[M].北京:人民交通出版社,2005.

        [6] 彭文斌.FLAC3D實(shí)用教程[M].北京:機(jī)械工業(yè)出版社,2007.

        [7] 肖 猛,丁德馨,莫勇剛.軟巖巷道圍巖穩(wěn)定性的FLAC3D數(shù)值模擬研究[J].礦業(yè)研究與開發(fā),2009,27(1):73-75.

        [8] 林 杭,曹 平,周正義.FLAC3D模擬全長(zhǎng)注漿錨桿的作用效果[J].巖土力學(xué),2005(S2):167-180.

        [9] 孟 廈,孟祥瑞.FLAC3D前處理程序開發(fā)及其工程應(yīng)用[J].科技信息,2008(34):80-82.

        [10] 張 春,茅獻(xiàn)彪,倪海敏,等.淺埋深易風(fēng)化回采巷道錨桿支護(hù)參數(shù)優(yōu)化[J].礦業(yè)安全與環(huán)保,2011,38(2):24-27.

        Simulation on Supporting Parameters of Coal Roadway Anchor of Compound Roof based on FLAC3D

        Li Shiping Wang Xiaolei

        (College of mining,Inner Mongolia University of Science and Technology)

        The coal seam thickness and buried depth is larger than others in Laoshidan coal mine, the alternating layers of roof is composite and the rock mass properties is different greatly between the layers, according to this characteristics, the row spacing between coal roadway roof bolt is optimized based on numerical simulation method. The results show that, the distance between the anchor rods expand from 0.7 m to 0.8 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are not obvious, when the distance between the anchor rods expand to 0.9 m, the plastic zone and the roadway surface displacement are increased. Combined with the supporting experience, the reliable distance value between the anchor rods is 0.8 m, based on this parameters, good supporting effects can be obtained.

        Compound roof, Numerical simulation, Bolt supporting, Inter-row spacing

        *內(nèi)蒙古自治區(qū)高等學(xué)??茖W(xué)研究基金資助項(xiàng)目(編號(hào):NJZY 13140)。

        2014-11-07)

        李世平(1964—),男,教授,014010 內(nèi)蒙古包頭市。

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