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1、全煤巷道支护设计及数值模拟探究摘要:以国内某大型煤矿1192综放工作面为工程背景,利用理论分析、RFPA数值模拟软件等研究手段,探讨了全煤巷道的围岩稳定性,并设计了合理的巷道支护参数。研究结果表明,全煤巷道的锚杆支护设计符合开采要求。论文的研究对于类似开采条件下的全煤巷道支护设计具有一定的参考价值和借鉴意义。关键词:综放开采全煤巷道锚杆支护数值模拟仁引言目前,锚杆支护方式在世界范围内得到了广泛应用,也是我国井工煤矿开采中巷道的主要支护方式之一。但是对于不同巷道的工程实际差异,巷道支护参数也有较大的变化。本文针对综放工作面的两条【采巷道支护,综合运用理论分析和数值模拟的方法进行支护参数设计,
2、从而期望得到理想的支护效果。2、工程背景某大型煤矿风井负担约30万t/a的生产能力,根据生产作业计划,编号为1192的工作面为该区域首采工作面,拟采用综采放顶煤技术开采,回采巷道沿主采煤层9#煤层底板掘进。由于煤层赋存条件复杂,托顶煤厚度大,其上夹肝赋存不稳定,夹肝之上为近距离赋存的8#煤层,整体为复合顶板全煤巷道。由于该工作面是新矿井区域的首采面,其顶板活动状态、矿压显现规律均不明确,需要研究试验其合理锚杆支护技术,以确保工作面的正常安全开采。2.1围岩力学性质分析2.1.1煤层及顶底板赋存条件根据煤层顶底板柱状图、运输大巷和轨道大巷揭露资料,9#煤层的老顶为大青灰岩,厚3.25-8.7
3、2m,一般厚5-6mo根据轨道上山揭露资料分析,岩层裂隙在垂向及横向发育不均一,岩层致密程度、硬度亦不相同,厚度一般在6.0m左右冲上部发育一层厚0.2-0.3m的中青灰岩,区内表现稳定。9#煤为主采煤层,赋存稳定,煤层中部含3〜4层厚度在0.2-0.5m的泥质夹肝。-150水平以上煤层储量计算厚度在3.61~5.87m间,区内一般厚度大于4.19m,最厚为6.15m,平均为4.86m。煤层倾角8〜17。,为缓倾斜较稳定煤层。一采区轨道上山揭露的9#煤厚度为6.1m09#煤底板为铝土质泥岩、铝土质粉砂岩,岩石细腻、性脆,断口平坦或凹凸状,局部水平及波状层理。层厚3.33-8.3m,平均厚度
4、约4.87m。综合分析,顺槽巷道的顶板结构有所变化。有两种岩层结构:一种是根据柱状图和钻孔资料,9#煤层上方为1.0m粉砂岩夹肝、1.74m厚的8煤及6m厚的大青灰岩;另一种是根据上山、大巷揭露的资料,9#煤层上方为4.0m和2.0m厚粉砂岩夹硏1.5m厚的8煤及6m厚的大青灰岩,均作为巷道支护设计的条件。2.1.2水文地质条件对支护影响最大的水文条件是孔隙潜水含水层,主要是大青灰岩,一般厚4〜5m,岩溶裂隙较为发育,局部充填方解石脉,富水性中等。因此当巷道施工时,会出现巷道滴水、淋水甚至涌水增大现象。2.1.3地应力根据"91综采面附近钻孔得知,9#煤的埋深为170m~260m之间,根
5、据岩石平均容重2500kg/m3,巷道的垂直应力分别为4.3MPa和6.5MPa。2.1.4断面尺寸回采巷道两侧为未受采动影响的实体煤,根据运输、通风、行人等实际现场工程的需要,考虑一定的预留变形量,首采面全煤巷道断面设计为矩形断面,断面尺寸设计为运料巷3.2x2.6m2,皮带巷3.5x2.6m20巷道沿9#煤底板掘进。2.2顶板岩层稳定性与承载能力分析2.2.1层间距为1.0m时顶板的稳定性根据地质材料分析,层间距为1.0m时9#煤层上顶结构为:煤层上方为1.0m粉砂岩夹肝、1.74m厚的8煤及6m厚的大青灰岩。不同岩层的稳定性按简支梁结构计算,简支梁塑性极限跨距为:表1为不同顶板岩层的
6、塑性极限跨距计算结果,可以看出,9#顶煤的塑性极限跨距为5.39m,按安全系数2.5考虑,极限跨距为2.16m,不能保持稳定;粉砂岩和8#煤层的塑性极限跨距为4.9m、4.68m,按安全系数2.5考虑,极限跨距为1.96m,1.88m,不能保持稳定。6.0m大青灰岩的塑性极限跨距为49.7m,按安全系数2.5考虑,极限跨距为19.88m,能够保持稳定,可以作为锚索的承载结构。2.2.2层间距为6.0m时顶板的稳定性根据上山、大巷揭露的资料,9#煤层上方为4.0m和2.0m厚粉砂岩夹肝、1.5m厚的8煤及6m厚的大青灰岩。不同岩层的稳定性按简支梁结构计算。表2为不同顶板岩层的塑性极限跨距计算
7、结果,可以看出,9#顶煤的塑性极限跨距为6.65m,按安全系数2.5考虑,极限跨距为2.66m,不能保持稳定。4.0m粉砂岩的塑性极限跨距为15.59m,按安全系数2.5考虑,极限跨距为6.23m,能够保持稳定,可以作为锚索的承载结构。3、围岩稳定性RFPA模拟3.18#、9#煤层间距为1.0m时围岩稳定性本文利用东北大学岩石破裂过程分析系统(RFPA),采用平面应变模型来模拟不同组合层状岩体的变形、破坏过程。根据马念杰