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摘 要:为了解决刘庄煤矿大断面煤巷复合破碎顶板稳定性难于控制,制约快速掘进,影响安全施工和巷道维护这一重大工程问题,运用FLAC3D数值模拟分析,对巷道断面和支护进行优化设计,提出人造拱形断面及滞后迎头一段距离的弱化支护技术,实现了最高月掘进1 510 m的好成绩,为煤巷快速掘进顶板控制提供了保障。
关键词:复合破碎顶板;大断面;人造拱形断面;滞后支护;顶板控制
中图分类号:TD325.1文献标识码:A
文章编号:1672-1098(2010)03-0023-06
收稿日期:2010-08-12
作者简介:魏敬喜(1983-),男,安徽淮南人,在读硕士,研究方向:矿山压力与岩层控制。Numerical Simulation Research on Roof Control of Roadway in Excavation under Complex Conditions and Its Application
WEI Jing-xi,HUA Xin-zhu,LI Ying-fu
(School of Energy and Safety, Anhui University of Science and Technology, Huainan Anhui 232001, China)
Abstract:In order to solve the difficult engineering problems of compound broken roof control of roadway in coal seam with large cross-section, limiting fast excavation and safe construction and roadway maintenance, optimal design of roadway cross-section and its support was performed by using FLAC3D numerical simulation. Technology of man-made arch cross-section with delayed support at some distance from roadway heading face was proposed. With the technology a good effect of 1510 meters of excavation development in one month was achieved. The technology provides guarantee for roof control in fast excavation of roadway.
Key words:compound broken roof; large cross-section; man-made arch cross-section; delayed support; roof control
近年来,随着矿井开采深度的增加,导致复合顶板破碎,使大断面巷道的受力状态逐渐变的复杂,容易出现顶板事故,影响巷道快速掘进,给安全施工和巷道维护带来了隐患[1-3]。尤其,随着综采、综放技术的应用和安全高产高效矿井建设的迅猛发展,采煤速度和掘进速度不匹配的问题日益突出,解决高地应力、复合破碎顶板、大断面下煤巷掘进的顶板控制技术显得尤为重要。而根据不同地质和生产技术条件进行顶板控制及施工方法的创新,可以改善巷道的围岩稳定性,提高支护效果,同时达到快速掘进的目的[4-6]。本文提出人造拱形断面及滞后迎头一段距离的弱化支护技术,为煤巷快速掘进顶板控制提供了保障。工业性试验地点选在刘庄煤矿121102工作面机巷进行。
1 生产技术条件
121102工作面机巷位于1水平E2采区,11-2煤可采,工作面四周及上下煤层均未开采。总体形态为一单斜构造,平均倾角为16°。老顶为细砂岩,顶板10.0 m处发育1条0.8 m的煤线,顶底板为岩性较弱的砂质泥岩(见图1)。
机巷掘进净断面为L=5 000 mm,H=4 000 mm。采用锚网索联合支护,每排布置15根锚杆, 顶板布置7根锚杆, 帮部布置8根锚杆; 锚索为17.8 mm预应力钢绞线制作,L=6 200 mm,排距为2 400 mm,每排3根,每个绞车窝施工一根锚索,每根锚索使用4卷Z2350树脂药卷,压板为350 mm×350 mm×10 mm及150 mm×150 mm×10 mm钢板各一块。
2 数值模拟与分析
2.1 建立模型
数值模拟能模拟岩体的复杂力学和结构特性,并对工程岩体稳定性进行预测和预报。而现有的力学理论、现场实测及物理模拟受很多方面的制约,难以达到所需的效果。因此,采用数值模拟能更好地解决采矿工程和其他岩土工程问题。根据具体的工程地质条件,建立相应的数学力学模型[7]。模型的岩石力学参数如表1所示。
2.2 巷道断面优化设计
121102工作面机巷沿11-2煤层的顶板掘进,机巷顶板为岩性较弱的复合顶板,由于复合顶板容易冒落,临时支护时间长,安全管理难度大,容易出现顶板事故,且留顶形成网兜,影响永久支护效率。为了破顶后顶板能有效承载、保持顶板完整,最适宜快速掘进,在顶板上开挖出一定的拱高,形成人造拱形断面。因此,数值模拟采用三种方案:方案1:拱形高度600 mm;方案2:拱形高度800 mm;方案3:拱形高度1 000 mm。
分析比较三种模拟方案在巷道掘进期间,离掘进迎头10 m处巷道的位移分布、应力分布及塑性区发育情况(见图2)。
对于方案1, 由于顶板弱结构岩层的影响, 巷道的应力集中、 围岩变形及塑性区深度都比较大。 采用方案2, 破除巷道顶板部分弱结构岩层后,使得巷道的应力分布得到优化,集中应力变小,巷道围岩变形破坏得到好转。方案3虽然弱化了顶板弱结构岩层对巷道围岩变形破坏的影响,但是由于巷道拱高的增加, 造成巷道整体高度加大, 使得巷道围岩变形加剧, 特别是两帮的变形增加较大。 因此, 巷道最优拱形高度确定为800 mm, 即采用方案2。
根据数值模拟分析,人造拱形巷道的最大水平应力达到18.3 MPa(见表2)。巷道两帮为岩性较弱的煤体,如果选择塑性区范围较大的帮部作为巷道支护的关键区域,将会产生很大的支护代价。可以把巷道顶板作为支护的关键区域,顶板中部作为支护关键点。先支护巷道顶板,然后支护两帮,并且对顶板进行加强支护,以减轻顶板对两帮的挤压,能够减少巷道两帮的变形和底鼓量。
2.3 巷道支护设计优化研究
(1) 巷道支护方法
为了有效控制复合顶板,同时实现掘进与支护的平行作业,模拟分析5种不同的巷道支护方法所引起的巷道应力分布、位移分布和巷道围岩塑性区发育情况,选择最优的巷道支护方法。
支护方法1:采用巷道掘进和支护同步进行,巷道支护紧跟迎头,不滞后支护;
支护方法2:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后5 m支护;顶板中部的一根锚索滞后10 m支护,顶板两边的两根锚索滞后15 m支护;
支护方法3:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后8 m支护;顶板中部的一根锚索滞后15 m支护,顶板两边的两根锚索滞后20 m支护;
支护方法4:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后10 m支护;顶板中部的一根锚索滞后20 m支护,顶板两边的两根锚索滞后25 m支护;
支护方法5:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后15 m支护;顶板中部的一根锚索滞后25 m支护,顶板两边的两根锚索滞后30 m支护。
(2) 最优支护方法的选择
在巷道掘进不同距离时,沿巷道轴向4 m处(见表3)。如果采用“支护方法5”,当巷道掘进18.4 m时,沿巷道轴向4 m处,顶底板位移突然增大为1 094.5 mm,说明巷道顶底板位移很大,如果不采取及时补强支护,极有可能会发生坍塌。采用“支护方法1”不能实现掘进和支护同时进行,制约了快速掘进的速度。其他三种支护方法的顶板和帮部塑性区深度在1.0~1.8 m和1.6~2.0 m范围内,都在锚杆的锚固范围内。综合考虑,通过研究顶板锚杆的承重分布规律,区分主要承载锚杆,非主要承载锚杆,“支护方法4”比其他两种支护方法对巷道掘进工序的影响程度都小,既能有效控制顶板的下沉,又能最大限度的实现掘进与支护同时进行,提高了掘进效率。
3 工程应用效果
121102工作面机巷(沿煤)采用人造拱形断面,上肩窝为煤层顶板,拱高750~1 300 mm,现场施工根据直接顶泥岩厚度变化调节拱高(见图3)。
为解决目前永久支护时间长,采用迎头一段距离的滞后支护技术:两帮顶板正上方三根和两肩窝锚杆紧跟迎头安装,其它锚杆(包括两帮)滞后迎头10~30 m打按。从而实现机前与机后平行作业,节约迎头永久支护时间62%,有效提高了掘进效率。由于约2/3的锚杆放在综掘机后面施工,每班综掘机前节约永久支护时间近3 h,相当于提高生产效率约为37.5%。
巷道开挖四天内,两帮总位移量不超过6 cm,巷道开挖一天内,顶板离层量不超过10 mm,按每天进尺30 m计算,因此可以考虑两帮支护滞后10~30 m;锚索支护滞后迎头15~20 m,这样可以实现平行作业;考虑到顶板为复合顶板,为了防止发生漏冒型冒顶,可以将非主要承重锚杆滞后迎头15~30 m安设。距迎头10 m处巷道位移累计变形量和位移速度如图4所示。矿压观测及围岩松动圈测试,说明顶板稳定性分次控制技术的可行性,围岩变形在可控范围内,顶板矿压显现不明显。
4 结论
(1) 根据数值模拟研究,确定巷道顶板最佳破顶高度为800 mm,解决了复合破碎顶板管理的大难题。并把巷道顶板作为支护的关键区域,提出了巷道掘进迎头滞后一段距离的弱化支护技术,提出锚杆、锚索最佳滞后支护距离,推荐采用“支护方法4”的巷道支护方法,减少了掘进迎头支护时间,最大限度的实现了巷道掘进多工序平行作业。
(2) 工程应用效果表明,顶板控制技术提高掘进效率62.5%,每米巷道综合掘进成本及维修成本降低500元。降低了工人的劳动强度,改善了作业环境,满足了安全施工和巷道维护的需要。
(3 ) 复杂条件大断面煤巷掘进顶板控制技术,实现了月掘进最高速度1 510 m,创造了两淮矿区复杂条件大断面煤巷月掘进最快速度。并在新集一矿、二矿、三矿等推广使用,取得了良好的效果。
参考文献:
[1] 马念杰, 潘 玮, 李新元. 煤巷支护技术与机械化掘进[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2008:7-12.
[2] 费旭敏.深井大断面复合顶板煤巷快速掘进的研究实践[J]. 中国煤炭 , 2008(9) :59-63.
[3] 王金华.我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2004(1) :6-10.
[4] 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:.221-228.
[5] 钱鸣高,石平五.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社,1991:194.
[6] 侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999:42.
[7] 耿养谋,马植胜,刘庚.煤层巷道锚杆支护稳定性数值模拟研究[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2004,23(1):44-46.
(责任编辑:何学华,吴晓红)
关键词:复合破碎顶板;大断面;人造拱形断面;滞后支护;顶板控制
中图分类号:TD325.1文献标识码:A
文章编号:1672-1098(2010)03-0023-06
收稿日期:2010-08-12
作者简介:魏敬喜(1983-),男,安徽淮南人,在读硕士,研究方向:矿山压力与岩层控制。Numerical Simulation Research on Roof Control of Roadway in Excavation under Complex Conditions and Its Application
WEI Jing-xi,HUA Xin-zhu,LI Ying-fu
(School of Energy and Safety, Anhui University of Science and Technology, Huainan Anhui 232001, China)
Abstract:In order to solve the difficult engineering problems of compound broken roof control of roadway in coal seam with large cross-section, limiting fast excavation and safe construction and roadway maintenance, optimal design of roadway cross-section and its support was performed by using FLAC3D numerical simulation. Technology of man-made arch cross-section with delayed support at some distance from roadway heading face was proposed. With the technology a good effect of 1510 meters of excavation development in one month was achieved. The technology provides guarantee for roof control in fast excavation of roadway.
Key words:compound broken roof; large cross-section; man-made arch cross-section; delayed support; roof control
近年来,随着矿井开采深度的增加,导致复合顶板破碎,使大断面巷道的受力状态逐渐变的复杂,容易出现顶板事故,影响巷道快速掘进,给安全施工和巷道维护带来了隐患[1-3]。尤其,随着综采、综放技术的应用和安全高产高效矿井建设的迅猛发展,采煤速度和掘进速度不匹配的问题日益突出,解决高地应力、复合破碎顶板、大断面下煤巷掘进的顶板控制技术显得尤为重要。而根据不同地质和生产技术条件进行顶板控制及施工方法的创新,可以改善巷道的围岩稳定性,提高支护效果,同时达到快速掘进的目的[4-6]。本文提出人造拱形断面及滞后迎头一段距离的弱化支护技术,为煤巷快速掘进顶板控制提供了保障。工业性试验地点选在刘庄煤矿121102工作面机巷进行。
1 生产技术条件
121102工作面机巷位于1水平E2采区,11-2煤可采,工作面四周及上下煤层均未开采。总体形态为一单斜构造,平均倾角为16°。老顶为细砂岩,顶板10.0 m处发育1条0.8 m的煤线,顶底板为岩性较弱的砂质泥岩(见图1)。
机巷掘进净断面为L=5 000 mm,H=4 000 mm。采用锚网索联合支护,每排布置15根锚杆, 顶板布置7根锚杆, 帮部布置8根锚杆; 锚索为17.8 mm预应力钢绞线制作,L=6 200 mm,排距为2 400 mm,每排3根,每个绞车窝施工一根锚索,每根锚索使用4卷Z2350树脂药卷,压板为350 mm×350 mm×10 mm及150 mm×150 mm×10 mm钢板各一块。
2 数值模拟与分析
2.1 建立模型
数值模拟能模拟岩体的复杂力学和结构特性,并对工程岩体稳定性进行预测和预报。而现有的力学理论、现场实测及物理模拟受很多方面的制约,难以达到所需的效果。因此,采用数值模拟能更好地解决采矿工程和其他岩土工程问题。根据具体的工程地质条件,建立相应的数学力学模型[7]。模型的岩石力学参数如表1所示。
2.2 巷道断面优化设计
121102工作面机巷沿11-2煤层的顶板掘进,机巷顶板为岩性较弱的复合顶板,由于复合顶板容易冒落,临时支护时间长,安全管理难度大,容易出现顶板事故,且留顶形成网兜,影响永久支护效率。为了破顶后顶板能有效承载、保持顶板完整,最适宜快速掘进,在顶板上开挖出一定的拱高,形成人造拱形断面。因此,数值模拟采用三种方案:方案1:拱形高度600 mm;方案2:拱形高度800 mm;方案3:拱形高度1 000 mm。
分析比较三种模拟方案在巷道掘进期间,离掘进迎头10 m处巷道的位移分布、应力分布及塑性区发育情况(见图2)。
对于方案1, 由于顶板弱结构岩层的影响, 巷道的应力集中、 围岩变形及塑性区深度都比较大。 采用方案2, 破除巷道顶板部分弱结构岩层后,使得巷道的应力分布得到优化,集中应力变小,巷道围岩变形破坏得到好转。方案3虽然弱化了顶板弱结构岩层对巷道围岩变形破坏的影响,但是由于巷道拱高的增加, 造成巷道整体高度加大, 使得巷道围岩变形加剧, 特别是两帮的变形增加较大。 因此, 巷道最优拱形高度确定为800 mm, 即采用方案2。
根据数值模拟分析,人造拱形巷道的最大水平应力达到18.3 MPa(见表2)。巷道两帮为岩性较弱的煤体,如果选择塑性区范围较大的帮部作为巷道支护的关键区域,将会产生很大的支护代价。可以把巷道顶板作为支护的关键区域,顶板中部作为支护关键点。先支护巷道顶板,然后支护两帮,并且对顶板进行加强支护,以减轻顶板对两帮的挤压,能够减少巷道两帮的变形和底鼓量。
2.3 巷道支护设计优化研究
(1) 巷道支护方法
为了有效控制复合顶板,同时实现掘进与支护的平行作业,模拟分析5种不同的巷道支护方法所引起的巷道应力分布、位移分布和巷道围岩塑性区发育情况,选择最优的巷道支护方法。
支护方法1:采用巷道掘进和支护同步进行,巷道支护紧跟迎头,不滞后支护;
支护方法2:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后5 m支护;顶板中部的一根锚索滞后10 m支护,顶板两边的两根锚索滞后15 m支护;
支护方法3:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后8 m支护;顶板中部的一根锚索滞后15 m支护,顶板两边的两根锚索滞后20 m支护;
支护方法4:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后10 m支护;顶板中部的一根锚索滞后20 m支护,顶板两边的两根锚索滞后25 m支护;
支护方法5:先打顶板7根锚杆,最大控顶距不超过1.8 m;两帮8根锚杆滞后15 m支护;顶板中部的一根锚索滞后25 m支护,顶板两边的两根锚索滞后30 m支护。
(2) 最优支护方法的选择
在巷道掘进不同距离时,沿巷道轴向4 m处(见表3)。如果采用“支护方法5”,当巷道掘进18.4 m时,沿巷道轴向4 m处,顶底板位移突然增大为1 094.5 mm,说明巷道顶底板位移很大,如果不采取及时补强支护,极有可能会发生坍塌。采用“支护方法1”不能实现掘进和支护同时进行,制约了快速掘进的速度。其他三种支护方法的顶板和帮部塑性区深度在1.0~1.8 m和1.6~2.0 m范围内,都在锚杆的锚固范围内。综合考虑,通过研究顶板锚杆的承重分布规律,区分主要承载锚杆,非主要承载锚杆,“支护方法4”比其他两种支护方法对巷道掘进工序的影响程度都小,既能有效控制顶板的下沉,又能最大限度的实现掘进与支护同时进行,提高了掘进效率。
3 工程应用效果
121102工作面机巷(沿煤)采用人造拱形断面,上肩窝为煤层顶板,拱高750~1 300 mm,现场施工根据直接顶泥岩厚度变化调节拱高(见图3)。
为解决目前永久支护时间长,采用迎头一段距离的滞后支护技术:两帮顶板正上方三根和两肩窝锚杆紧跟迎头安装,其它锚杆(包括两帮)滞后迎头10~30 m打按。从而实现机前与机后平行作业,节约迎头永久支护时间62%,有效提高了掘进效率。由于约2/3的锚杆放在综掘机后面施工,每班综掘机前节约永久支护时间近3 h,相当于提高生产效率约为37.5%。
巷道开挖四天内,两帮总位移量不超过6 cm,巷道开挖一天内,顶板离层量不超过10 mm,按每天进尺30 m计算,因此可以考虑两帮支护滞后10~30 m;锚索支护滞后迎头15~20 m,这样可以实现平行作业;考虑到顶板为复合顶板,为了防止发生漏冒型冒顶,可以将非主要承重锚杆滞后迎头15~30 m安设。距迎头10 m处巷道位移累计变形量和位移速度如图4所示。矿压观测及围岩松动圈测试,说明顶板稳定性分次控制技术的可行性,围岩变形在可控范围内,顶板矿压显现不明显。
4 结论
(1) 根据数值模拟研究,确定巷道顶板最佳破顶高度为800 mm,解决了复合破碎顶板管理的大难题。并把巷道顶板作为支护的关键区域,提出了巷道掘进迎头滞后一段距离的弱化支护技术,提出锚杆、锚索最佳滞后支护距离,推荐采用“支护方法4”的巷道支护方法,减少了掘进迎头支护时间,最大限度的实现了巷道掘进多工序平行作业。
(2) 工程应用效果表明,顶板控制技术提高掘进效率62.5%,每米巷道综合掘进成本及维修成本降低500元。降低了工人的劳动强度,改善了作业环境,满足了安全施工和巷道维护的需要。
(3 ) 复杂条件大断面煤巷掘进顶板控制技术,实现了月掘进最高速度1 510 m,创造了两淮矿区复杂条件大断面煤巷月掘进最快速度。并在新集一矿、二矿、三矿等推广使用,取得了良好的效果。
参考文献:
[1] 马念杰, 潘 玮, 李新元. 煤巷支护技术与机械化掘进[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,2008:7-12.
[2] 费旭敏.深井大断面复合顶板煤巷快速掘进的研究实践[J]. 中国煤炭 , 2008(9) :59-63.
[3] 王金华.我国煤巷机械化掘进机现状及锚杆支护技术[J].煤炭科学技术, 2004(1) :6-10.
[4] 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:.221-228.
[5] 钱鸣高,石平五.矿山压力及其控制[M].北京:煤炭工业出版社,1991:194.
[6] 侯朝炯,郭励生,勾攀峰,等.煤巷锚杆支护[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999:42.
[7] 耿养谋,马植胜,刘庚.煤层巷道锚杆支护稳定性数值模拟研究[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版, 2004,23(1):44-46.
(责任编辑:何学华,吴晓红)