某矿实体煤巷锚杆支护数值模拟及工程应用

某矿实体煤巷锚杆支护数值模拟及工程应用 某矿实体煤巷锚杆支护数值模拟及工程应 用 2010年4月矿业安全与环保第37卷第2期 某矿实体煤巷锚杆支护数值模拟及工程应用 康志强h,周瑞龙h一,郭建文,杨国华 (1.河北理工大学a.资源与环境学院;b.河北省矿业开发与安全技术重点实验室,河北唐山063~9; 2.河北新烨工程技术有限公司矿山工程 设计 领导形象设计圆作业设计ao工艺污水处理厂设计附属工程施工组织设计清扫机器人结构设计 部,河北张家口075100;3.河北省矾山磷矿,河北张家口075~1) 摘要:巷道锚杆支护是岩土与结构耦合的工程问 题 快递公司问题件快递公司问题件货款处理关于圆的周长面积重点题型关于解方程组的题及答案关于南海问题 ,与地应力,围岩力学性质,锚杆支护结构等因 素有关.使用ANSYS有限元数值模拟软件,开发出三维采准巷道锚杆支护辅助设计系统,对煤巷锚杆 的支护作用机理进行了分析计算,主要研究了类似条件下锚杆支护对巷道变形以及巷道周围应力场和 位移场的影响,分析了锚杆支护在给定条件下的作用规律.将该模拟结果运用到某煤矿2395实体煤巷 锚杆支护工程实际中,得到了较好的支护效果,为进一步推广应用提供了经验. 关键词:数值模拟;ANSYS;稳定性;锚杆支护;煤巷 中图分类号:TD353.6文献标志码:B文章编号:1008—4495(2010)02—0047—03 我国矿山使用锚杆支护已有50多年的历史,在 地下岩土工程中的应用已非常普遍,但对锚杆的支 护作用机理?及锚杆支护巷道的破坏机理仍然认 识不清,矿井的锚杆支护设计主要采用类比法,采区 巷道矿压显现规律大多是在仅考虑自重应力场条件 下得到的,没有考虑构造应力场的影响.近年来, 虽然某矿在沿顶掘进巷道锚杆支护方面进行了大面 积推广,1991—1998年共施工半煤巷道锚杆支护 17km,但在全煤巷道仅进行了小规模实验.分析该 煤矿巷道锚杆支护现状,存在着以下几方面的问题: ?锚杆支护设计主要采用类比法,没有一套可行的 设计规则;?主要使用没有预应力或低预应力的被 动式锚杆支护,锚固力低,锚杆密度大;?对高预应 力锚杆的支护机理认识不充分;?锚杆安装机具不 配套,掘进速度慢. 笔者利用ANSYS有限元程序模拟软件I6,开发了三维采准巷道锚杆支护辅助设计系统,模拟了 在高水平应力条件下锚杆的作用效果,力图得出一 些有意义的结论. 1有限元模型的选取与建立 利用有限元法进行计算,模型的选取至关重要, 一 般来讲,应遵循如下原则: 1)模型尺寸的选择要考虑圣维南原理,即模型 收稿日期:2009—04—16;2009一o9—25修订 作者简介:康志强(1974一),男,河北石家庄人,博士,副 教授,主要从事采矿工程和岩土力学的科研和教学工作. E—mail:kzqzsh@163.corn. 边界距所关心区域应有一定距离,以消除模型边界 效应的影响; 2)模型相对于所关心区域应尽量保持对称,以 避免对求解结果的干扰. 为了获得较精确的解答同时又节省计算机资 源,计算时使用了子模型技术,即先计算一个较大尺 寸的粗糙模型,然后在粗糙模型的基础上切割出一 个包含所关心区域的子模型,子模型的单元网格可 以划分得较密,其边界条件由大模型的结果根据插 值计算得到,需注意的是,确定子模型尺寸时,同样 要遵循圣维南原理.计算中使用的粗糙模型和子模 型如图1_2所示.粗糙模型主要用于计算开挖前 的应力状态,主要输入数据有:模型的几何尺寸,上 覆岩层厚度,各层的物理力学参数,水平应力的大小 和方向;在子模型中考虑节理和锚杆单元,主要输入 数据包括:子模型的几何尺寸,岩层和节理单元的物 理力学参数,锚杆的布置参数(长度,预应力大小,锚 杆根数,锚杆的间排距等). 图1三维大模型 ? 47? 2010年4月矿业安全与环保第37卷第2期 图2三维子模型 2工作面地质概况 某矿煤层2395工作面位于轴东采区,二水平 9煤层,煤层厚度2.50,15.00m,平均8.51m,倾角 5.,38.,平均10.,煤体坚固性系数f=0.6,1.4. 煤层结构复杂,产状及厚度变化较大.距顶板1.0m 处有一层褐色致密,块状,易碎的泥岩,厚度0.8m; 距底板1.0m处有一层黑色泥岩,厚度约0.3m,距 底板2.4m附近有一层0.2m厚硬煤. 1)煤层顶底板.直接顶为深灰一灰白色泥岩 与砂岩交互沉积层,厚度12.63m,局部夹有少量叶 片化石,偶见水平层理,黏土胶结,易风化破碎;直接 底为灰一深灰色泥岩,厚度6.44m,含铁质结核.煤 层顶底板力学性质根据开滦矿区应力测量与构造应 力场 报告 软件系统测试报告下载sgs报告如何下载关于路面塌陷情况报告535n,sgs报告怎么下载竣工报告下载 确定,如表1所示. 表12395工作面煤岩层的物理力学参数 2)地应力.最大主应力为27.4MPa,方位角 136.,倾角3.,中间主应力l4.3MPa,方位角46.,倾 角1.,最小主应力为12.8MPa,倾角86.(近垂直方 向),2395下运巷走向143.,与最大主应力夹角7., 巷道与最大主应力方向基本一致. 3)煤体弹性模量及节理刚度的确定.采用数 值模拟方法确定锚杆支护参数时,煤体力学性质和 节理面力学性质参数的选取十分重要,直接影响着锚杆支护参数的确定.采用数值反分析的方法,确 定煤体的弹性模量E.具体方法是采用半煤巷道锚 杆支护围岩变形监测结果进行反分析,得到E= 0.30GPa. 节理的法向刚度和切向刚度按下面的经 ? 48? 验公式来估算: KN=Eh 式中.一控制接触协调因子,一般取值在0.05—1; —— 煤体的弹性模量,如果节理面两侧 材料 关于××同志的政审材料调查表环保先进个人材料国家普通话测试材料农民专业合作社注销四查四问剖析材料 不同,使用较小者; —— 特征接触长度,取决于问题几何形状的 特殊性,在三维图形中,应等于典型的接触目 标长度(也就是目标面的平方根)或典型的单 元尺寸. 通过计算,取节理面法向刚度KN=1.0×109N/m, 切向刚度K=1.0×10N/m. 32395下运巷锚杆支护设计流程 美国,澳大利亚建立了以地应力测试为基础的 巷道锚杆支护设计方法,其核心是首先根据地应力 测试结果,以岩体地质力学评估为基础,结合数值模 拟分析进行锚杆支护初始设计,然后利用现场监测 结果对原设计进行修改和完善.这种设计方法通过 多 方案 气瓶 现场处置方案 .pdf气瓶 现场处置方案 .doc见习基地管理方案.doc关于群访事件的化解方案建筑工地扬尘治理专项方案下载 的比较分析,有可能选择到最佳方案J. 采用美国大型三维有限元软件ANSYS,结合理 论分析以及相关工程类比法确定锚杆的设计参数, 具体设计流程见图3. 图3锚杆参数设计流程图 42395下运巷锚杆支护数值模拟优化 为了合理确定锚杆的支护参数,采用锚杆支护 辅助设计系统ANSYSBOLT对以下各种情况下锚杆 支护参数进行数值模拟分析,从而确定最优方案. 第1种支护方式:巷道宽×高为3.8m×2.8m, 顶板5根锚杆,两帮各2根锚杆,排间距为0.8m,顶 锚杆长度2.4m,直径22mm,帮锚杆长度1.8m. 锚杆预应力58.8kN. 第2种支护方式:巷道宽×高为3.8m×2.8m, 顶板6根锚杆,两帮各3根锚杆,排间距为0.8m,顶 锚杆长度2.4m,直径22mm,帮锚杆长度1.8m. 锚杆预应力19.6kN. 第3种支护方式:巷道宽×高为3.8m×2.8m, 顶板5根锚杆,两帮各2根锚杆,排间距为1.0m,顶 锚杆长度2.4m,直径22mm,帮锚杆长度1.8m. 2010年4月矿业安全与环保第37卷第2期 锚杆预应力58.8kN. 各种支护方式下计算结果表明,巷道顶板出现 水平拉应力,两帮和底板都为压应力,底板角部压应 力最大.所以,巷道最危险的部位是巷道顶板和底 板角部,各种支护方式的巷道围岩应力分布如表2 所示.第1种支护方式最大拉应力出现在顶板中 部,其值为1.94MPa.第2种支护方式巷道顶板水 平应力5分布规律如图4所示,巷道顶板最大拉应 力为1.83MPa.第3种支护方式巷道顶板最大拉应 力为2.69MPa.第3种支护方式巷道顶板中最大拉 应力超过煤体的抗拉强度,且顶板拉应力分布的范 围大,使巷道处于不稳定状态.第l和第2种支护 方式都是可行方案. 表2各种锚杆支护条件下2395下运巷道围岩应力及位移 图4第2种支护方式巷道顶板水平应力分布 从技术的先进性来考虑,可选用高强度,高预应 力锚杆支护.由于现场锚杆安装设备限制,锚杆钻机 转矩不足.因此,现场采用了第2种支护方案.由于 锚杆初始预应力低,巷道顶板局部存在离层现象.为 了控制顶板离层,每隔2.40m安设1根锚索. 52395下运巷锚杆支护方案措施 1)顶板支护.顶板采用2mm×2400mm 左旋螺纹钢锚杆,材质20MnSi,极限拉断力260kN, 屈服强度150kN,延伸率16%.杆尾螺纹为M22, 采用滚丝加工工艺.托盘采用100mm的弧形调 心托板,调心角度?20..W钢带的规格为BHW一 220—2.75,长度3600mm.顶网采用12铅丝编成 的菱形网,网孑L65mm×56mm,每块规格1.0m× 5.0m. 锚杆排距800mm,每排6根锚杆,间距600, 900mm.锚固方式采用树脂全长锚固,每孔4卷树 脂药卷,其中1卷K2333,3卷Z2333,锚固长度 2300mm,设计锚固力为150kN. 锚索材料为20Cr,45钢索具和l5.24mm, 1×7股高强度低松弛预应力钢绞线,屈服强度大于 等于234.56kN,破断载荷大于等于260.7kN,延伸 率3.5%,设计长度8m.为了保证锚人直接顶岩层 长度1m以上,采用树脂加长锚固,每孔使用6卷树 脂药卷,其中2卷K2333和4卷Z2333,锚固长度 2.0m.锚索间距2.4m,每隔2排安装l根锚索,每 根锚索外端用1块长800mm25U型钢作托板. 2)两帮支护.帮锚杆采用22mm×1800mm 左旋螺纹钢锚杆,杆尾螺纹为M20,破断力150kN. 托板采用规格为120mm×120mm×10mm平面铁 托板.锚杆间距800mm,排距800mm,每帮3根锚 杆.梯子梁框架采用12mmQ钢筋焊接而成,规 格为1100mmx55mm.帮网的规格与顶网相同. 帮锚杆采用树脂药卷端锚,钻孔直径28mm,每孔 2卷树脂药卷,锚固长度700mm,锚固力70kN. 6结语 1)高预应力锚杆能有效控制顶板裂隙的扩展, 如果在巷道开挖后立即安设高预应力锚杆,则能够 在一定程度上阻止顶板裂隙的产生.实践证明,巷 道破坏首先是出现裂隙,然后裂隙逐步扩大,贯通, 最后导致巷道坍塌.因此,控制裂隙对维护巷道至 关重要,如条件允许,要对锚杆预应力给以足够的 重视. 2)锚杆的锚固强度由锚杆预应力,排距,锚杆 根数共同决定,当锚杆根数和预应力一定时,适当增 减排距,能够提高或降低锚固强度,这一点在实践中 更容易操作. 3)现场实验证明,在某煤矿2395下运巷沿底 掘进实施锚杆支护是切实可行的;该锚杆支护方案 的实施减轻了工人的劳动强度,有利于综采的快速 推进和全矿井的减人提效,对高产高效矿井建设有 重要意义:锚杆支护的综合效益是较明显的. (下转第53页) ? 49? 2010年4月矿业安全与环保第37卷第2期 测距仪,在进风巷前后320m的范围内布置3个测 站,每个测站设3个测点,每个观测点设2个观测断 面,每个观测断面设3个观测基点,顶部1个,两帮 各1个.巷道表面位移观测值见表2. 表2巷道表面位移观测值 由表2中数据可知,在巷道掘进及掘进稳定阶 段,1测站的巷道变形位移最小,是由于1测站位于 上方煤柱边缘下低应力区;3测站数据较大,是受煤 柱集中应力影响的结果;位于采空区下的2测站,其 观测值介于两者之间;这与数值计算的结果相吻合. 在回采阶段,1测站与2测站观测值相差不明显, 3测站由于受采动支承应力和上方煤柱集中应力耦 合作用,变形非常严重;回采期间3个测站的观测值 较掘进及掘进稳定阶段的观测值都有大幅提高,与 数值计算得出的结论一致. 4结论 1)通过理论分析和数值计算,给出了12煤层 斜交煤柱的垂直应力,水平应力和剪应力在底板的 分布情况,其中垂直应力对8902工作面回采巷道变 形破坏影响最大,其影响深度为50m. 2)回采期间巷道破坏严重,超前工作面50m 内表现尤为强烈,其变形量为该区域外的1.5, 3.0倍,维护非常困难,这是由于煤柱集中应力,工 作面采动应力等耦合作用的结果. 3)随着工作面推进过程中与上方煤柱的空间 关系不同时,开采空间应力场处在此起彼伏的动态 变化中,所以针对工作面的安全防护措施和回采巷 道维护手段都要因地制宜,灵活多变. 参考文献: [1]钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国 矿业大学出版社,2003. [2]茅献彪,缪协兴,钱鸣高.采动覆岩中关键层的破断规律 研究[J].中国矿业大学,1998,27(1):39—42. [3]刘长友,曹胜根,方新秋.采场支架围岩关系及其监测控 制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003. [4]郑百生,谢文兵,陈晓祥,等.跨采对影响底板岩巷稳定 性的数值分析[J].矿山压力与顶板管理,2004,21(1): 34—36.39. [5]浦海,缪协兴.综放采场覆岩冒落与围岩支承应力动态 分布规律的数值模拟[J].岩石力学与工程,2004, 23(7):1122—1126. [6]张琳,屠世浩,饶志强.临涣矿风巷不同采动条件煤柱留 设数值模拟研究[J].能源技术与管理,2006(2):9一l1. 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