店坪矿9号煤层煤巷顶板支护优化设计.pdf

2 0 1 7年第 4期 童穗蕉 斜技 矿 井建设与开采生产 店坪矿 9号煤层煤巷顶板支护优化设计 贾发元 霍州煤 电吕梁煤 电有 限公 司店坪煤矿 ，山西 吕梁 0 3 3 1 0 2 摘要 店坪煤矿为降低 支护成本 ，优化 顶板支护方案 ，对 9号煤煤巷围岩进 行力学 实验 ，得到硕底板抗拉 、抗 剪强度 ， 选择 3种顶板支护方案 并用 F L AC 有限差法模 型进行 模拟。结果显示 ，方案 3可作 为 9号煤层支护最优方案 ，实现项板 支护安 全和 成本降低 的双赢。 关键词 支护 优 化 F L AC 设计 中图分类号T D3 5 3 文献标识码 B d o i 1 0 ． 3 9 6 9 ． i s s n ． 1 0 0 5 ～ 2 8 0 1 ． 2 0 1 7 ． 0 4 ． 0 0 1 O p t i m i z a t i o n de s i gn of c oa l r o a dwa y r o o f s uppo r t o f No ． 9 c o a l s e a m i n Di a nPi n g c o a l mi n e J i a F a y u a n Hu o z h o u c o a l E l e c t r i c i t y L v l i a n g c o a l E l e c t r i c i ty Co ． ， L t d ． d i a n p i n g c o a l mi n e ， S h a n x i L v l i a n g 0 3 3 1 0 2 Ab s t r a c t T o r e d u c e s u p p o r t c o s t s ， o p t i mi z e t h e r o o f s u p p o r t i n g s c h e me i n d i a n p i n g c o a l mi n e， t e s t t h e me c h a n i c a l p e r f o r m a n c e o f No ． 9 c o a l r o a d wa y , i n c l u d i n g s h e a r s t r e n g t h a n d t e n s i l e s t r e n g t h o f r o o f a n d fl o o r , c h o o s e 3 k i n d s o f r o o f s u p p o rt i n g s c h e me， a n d s e t u p F LAC fi n i t e d i ffe r e n c e me t h o d mo d e 1 ． Th e r e s u l t s s h o w t h a t t h e s c h e me 3 c a n b e u s e d a s t h e o p t i ma l s c h e me o f No ． 9 c o a l s e a m s u p p o r t ， wh i c h c a n r e a l i z e t h e s a f e t y a n d c o s t r e d u c t i o n ． Ke y wo r d s s u p p o rt o p t i mi z a t i o n F LAC 。d e s i g n 目前店坪煤矿大部分开拓、采准巷道支护过程 中没有充分发挥锚杆的作用，增加了巷道支护的直 接成本和复杂条件下应用锚杆的难度。9 号煤层顶 板为砂质泥岩 、泥岩，顶板厚度变化较大。因此 ， 研究更为合理的支护参数 ，降低支护成本成为 目前 该矿巷道支护必须解决的首要问题。 通过对店坪煤矿 9号煤层煤巷围岩进行力学试 验 ，得到主要力学特征参数 ，据此提出 3种顶板支 护方案，分别建立 F L AC m有限差分弹塑性数值模 型进行模拟 ，分析比较不同巷道支护方案的应力集 中系数、巷道顶板竖直方向位移和采动过程中塑性 区的变化情况 ，根据经济效益等因素确定 9号煤层 煤巷锚杆 、锚索支护参数。 l 煤层顶底板特征 1 ． 1 煤巷 围岩地质参数 店坪煤矿 9号煤层位于太原组中部 8 号煤层之 下 ，上距 8 号煤 层 2 ． 7 0 ～ 2 3 ． 2 5 m，平均 7 ． 6 0 m，煤层 收稿 日期 2 0 1 6 1 2 2 6 作者简 介 贾发元 1 9 6 4 ． ．男，工程师 ，1 9 8 5年 7月毕 业 于 抚顺煤 校采煤 专业 、2 0 1 4年 7月毕业 于 太原理 工 大学采矿 工程 专业，主要从事煤矿安全生产技术管理工作 ． 厚度 0 ． 0 0 - - 4 ． 1 5 m，平均 1 ． 5 m，含 0 4层夹矸 ，结构 简单，属稳定的大部可采煤层，井田内面积可采系 数为 8 7 ％。顶板 直接顶 为泥岩、炭质泥岩、砂 质泥岩、 砂岩 ， 井田北部合并区顶板为石灰岩 L 1 。 底 板 直接底 为细 、粉砂 岩 、泥岩 、砂 质泥岩 ， 厚度 4 ． 3 2 ～ 7 ． 8 6 m，平均 6 ． 0 5 m。 1 ． 2 煤巷围岩力学试验 委托山东科技大学资环学院对该煤矿现场取得 的顶板岩样和煤样进行单轴拉仲试验 、单轴压缩试 验和三轴压缩试验。 试验按 部颁岩石 试样标 准进行 ，首先将从 现场 采集的 9号煤层顶板试样加T成标准岩石试件，然 后在 MT S 8 1 5 ． 0 3 岩石伺服岩石试验系统上进行。在 本次试验 中部分破坏后 的试件如 图 1 、2 、3 所示 。 。 - II - 图 l 单轴拉 伸破坏后 的部分 试件 煮撼燕 料救 通过试验，得到岩石和煤 的单轴抗拉强度、单 轴压缩撒度、弹性模量、泊松比、三轴压缩强度 、 粘聚力 、内摩擦角等力学参数 ，其中主要物理力学 特征参数 见表 1 图2 单轴压缩破坏后的部分试件 图 3 三轴压缩破 坏后 的部分试件 表 1 煤巷 围岩物理 力学特征 参数 弹性模量 抗拉强度 C 名称 泊松 比 D ／ 。 ／ G P a ／ M P a ／ M Pa 顶板 l 0 ． 6 0 ． 2 8 ． 7 6 ． 7 6 3 ． 8 9煤 0 ． 8 1 0 2 3 0 ． 5 1 ． 3 4 0 ． 4 底板 3 ．4 5 0 ．2 3 5 ． 9 3 ． 8 5 4 ． 2 2 煤巷支护有限差分数值模型 2 一 是护 方案 的选 择 9 煤煤层厚度为 1 ． 5 m，煤层采高为 1 ． 5 m．采空 两f 『 JJ 顺槽巷道净宽为 4 ． 6 m，高度为 3 ． 1 m，根据 巷道成力场 、变形破坏特征和巷道早期支护参数 ， 选 择 3种铺杆 和锵索联合 支护方 案 ，如表 2 所 示。 支护示意见罔 4 。其中方案 3锚索直径为 1 7 ， 8 mm。 通 过 3种 顶板 支护方 案的支护效 果模 拟 ，分析 不 同 方案 的应 力集 中系数 、顶 板下沉量 和采动过 程中塑 性 的变化情况，依据经济效益等因素确定最优支 护 力 ‘ 案， 、 表 2 9号煤层顶板支 护方 案 方案 锚杆 间距 扫 } 距 ／ m 锚索长度 间距 排距 ／ m l 1 ． 0 1 ． 0 4 ． 5 X 1 ． 4X 4 ． 8 2 1 ． 0 1 ． 0 6 ． 0 X 1 _44．8 3 l 5 l 5 8．0 X 1 ．43．0 图 4 方案 3巷道 支护示意 图 m m 2 ． 2 弹塑性有限差分模型 由于计算研究范同涉及的岩体主要有煤层、泥 岩 、砂岩 等 ，岩石是一种脆性 材料 ，当荷载 达到屈 服强度后发生破坏 、弱化，这些介质属于弹塑性材 料，适用于莫尔 库仑破坏准则。物碑模型定为弹 性模型。其 力学模型为 二 s i n 回 Cc 0 s 1 2 2 ‘ 或 O “ 一 一／ I 2 C 2 S i n 一 、／ S ill l 一 妒 V l 一 式 中 一 最小主应力 ．MP a ； 一 最大主应力 ，MP a ； c 一材料的 内聚力 ，MP a ； 一 内摩擦角 ，。 ； ， 一破坏 判断系数 。 当 ≥o 时， 材料处于塑性流动状态； ． 0 时 ， 材料处于 弹性 变形阶段 。在拉 应力状 态下 ，如果拉 嘘 力超过材料 的抗拉强 度 ．材料将发生拉 破坏 。在 F L A C 如 中一般不用弹性模量 E和泊松 比 而利用 下面公式将其换算为弹性体积模量 和弹性切变模 量 G 。初始地 应力 计算 收敛 ，模拟采 用摩 尔 ． 库伦 模 K E ／ 3 1 _ 2 v 3 G 2 1 V 4 2 ． 3 支护 方案 模拟过 程 和结 果 首先计算煤层开采前的应力， 即原始地应力场； 然后计算上下顺槽开挖及根据拟定方案对顺槽进行 支护后的模型；然后分别对 9号煤进行分步开挖 ， 每次推进 1 0 m 的距离 ，在 l I 作 面采动影 响条件下 ， 获得以不同支护方案时顺槽同岩的应力场及变形破 下转 第 5页 2 0 l 7 年第 4期 寿 撼蕉 斜技 5 上接 第 2 页 坏特征。 本 文研 究在 采 动影 响条 件下 ，距 离工作 面 5 0 m、4 0 m、3 0 m、2 0 m、l O m、O m时顺槽在不同支 护条件下的应力场及变形特征。9 煤采空区两侧顺 槽在 3 种方案支护条件下，随着工作面回采的进行 ， 工作面距观测面的距离越近，应力集中系数越大， 巷道围岩的竖直方向位移增加较快，巷道围岩的塑 性区面积增大较多。 2 ． 4 支护方案模拟结果分析 由于 9 号煤层顶板为平均厚度为 7 ． 6 m 的砂质 泥岩及泥岩，该砂质泥岩及泥岩当中偶见中砂岩 ， 致密，质纯含植物化石，平坦状、参差状断口，地 质条件相对较好，根据得到的应力集中系数、竖直 方 向巷道顶板下沉情况 如表 3 以及采动过程中 塑性区的变化情况， 3种方案所得的应力集中情况 都不大，竖直方向位移也很小 ，塑性区面积很小。 方案 1 所得应力集中情况最大，应力集中系数最大 为 2 ． 3 8 8 9 ，方案 2所得 应力集 中系数 为 2 ． 3 6 0 4 ， 方案 3所得应力集 中程度最小 ，为 2 ． 3 2 8 4 。相应 的 3 种支护方案所得巷道顶板竖直方 向位移分别为 41 ． 5 8 mm 、4 0． 0 9 mm 、 3 8 ． 1 2 mm 。 表 3 9号煤支护模拟结果 类别 方 案 1 方案 2 方案 3 应力集中系数 2 ．3 8 8 9 2 _ 3 6 O 4 2 ． 3 2 8 4 顶板下沉位移 r n r n 4 1 ． 5 8 4 0 ． O 9 3 8 ． 1 2 从经济的角度分析 ， 锚杆间排距采用 1 ． 51 ． 5 m 最优 ，锚索长度 间距 排距 为 8 ． 0 1 ． 4 3 ． 0 m 最为经济。根据 3种不同支护方案模拟结果，方 案 3顶板压力和下沉量最小，经井下考察，采用支 护方案 3能够有效控制顶板下沉量 ，顶板压力显现 符合矿井顶板管理要求。9 号煤层煤巷支护参数最 终确定为锚杆间距 1 ． 5 1 ． 5 m，锚索长 8 m、间排距 1 ． 43． O m 。 由于巷道支护是一个系统工程 ，在进行支护时 应针对顶板岩性变化 、加强矿压方面的监测，对支 护方案适时调整，使该区域顶板支护满足要求。 3 结论 1 通过对店坪矿 9号煤 系地层岩石和煤样 进行单轴拉伸试验 、 单轴压缩试验和三轴压缩试验， 得到岩石和煤的单轴抗拉强度、单轴压缩强度、弹 性模量、泊松 比、三轴压缩强度、粘聚力 、内摩擦 角等力学参数。 2根据对 3 种支护方案的数值模拟，分析 不 同方案应力集中系数、顶板下沉量和塑性区面 积，3种支 护方案应力集 中系数分别 为 2 ． 3 8 8 9 、 2 ． 3 6 0 4和 2 ． 3 2 8 4 ，巷道顶板竖直方 向位移分别为 4 1 ． 5 8 mm、4 0 ． 0 9 mm 和 3 8 ． 1 2 mm。 3 通过分析不同支护方案模拟结果，综合 考虑支护成本等因素，方案 3可作为 9号煤层支护 最优方案，即煤巷锚杆问排距 1 ． 5 1 ． 5 m、锚索长 度及其间排距为 8 1 ． 4 3 ．O re。 【 参考书目】 [ 1 ] 王钦浩 ， 贾发元 ， 薛定亮， 等 ． 大断面矩形煤巷顶 板 支护模拟优化设计 [ J 】 ． 采矿技 术 ， 2 0 1 5 2 6 4 6 6 7 0 ． [ 2 ] 魏敬喜，华心祝，李迎富 ． 复杂条件煤巷掘进顶 板控制数值模拟及应用 [ J 】 ． 安徽理工大学学报 ， 2 0 1 0 ， 3 0 3 7 7 7 9 ． [ 3 ] 高海亮，田建胜，高松 ． 大断面矩形煤巷锚杆支 护参数数值模拟研 究 [ J 】 ． 煤炭技术 ， 2 0 0 9 1 1 2 2 - 】 24．