大跨度開切眼安全監(jiān)控與穩(wěn)定性數(shù)值模擬分析

張向東,張哲誠(chéng)，范世興,張明星,劉家順

(遼寧工程技術(shù)大學(xué) 土木與交通學(xué)院,遼寧 阜新123000)

摘要：為解決大斷面煤巷錨桿(索)支護(hù)存在的困難，以白羊嶺煤礦101開切眼圍巖控制工程為研究對(duì)象，進(jìn)行超大斷面破碎圍巖頂板開切眼支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)與安全監(jiān)控研究，對(duì)錨桿(索)支護(hù)理論及巷道的失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行分析研究。針對(duì)101開切眼大跨度、大斷面矩形巷道的特點(diǎn)，采用動(dòng)態(tài)信息設(shè)計(jì)方法，分析巷道圍巖穩(wěn)定性的影響因素，制定101開切眼支護(hù)方案。應(yīng)用大型有限元軟件ANSYS對(duì)開切眼頂幫部在不同錨桿(索)間距、長(zhǎng)度、單體支柱個(gè)數(shù)等支護(hù)參數(shù)條件下的變形及穩(wěn)定性進(jìn)行模擬分析，并對(duì)比支護(hù)前后巷道穩(wěn)定性。研究結(jié)果表明：101開切眼的合理支護(hù)方式為頂板采用錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)，錨桿間排距800 mm×800 mm，錨桿長(zhǎng)度為2.0 m，單體液壓支柱3根/排。在同類條件下，采用高強(qiáng)度錨桿(索)支護(hù)的煤巷，在回采期間的圍巖變形量比采用普通錨桿支護(hù)少21.3% ～42.5%；巷道圍巖移近總量比錨噴網(wǎng)支護(hù)減少25.6% ～43.0%，巷道支護(hù)效果收益明顯。上述研究成果對(duì)大跨度、大斷面破碎圍巖頂板開切眼支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)及施工提供了可靠依據(jù)，具有重要的工程應(yīng)用價(jià)值。

關(guān)鍵詞：大斷面煤巷支護(hù)；圍巖控制；支護(hù)方案；數(shù)值模擬分析；開切眼；白羊嶺煤礦

中圖分類號(hào)：U455.7文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A

收稿日期：2013-12-05；修回日期：2014-01-18

作者簡(jiǎn)介：：杭永山(1971-)，男，江蘇南京人，高級(jí)工程師，主要從事航道工程管理，(電話)15895419605(電子信箱)cristyzhu@sina.com。

DOI:10.3969/j.issn.1001-5485.2015.04.022

1研究背景

隨著煤炭需求的日益增多，礦山開采逐步由淺部開采轉(zhuǎn)入復(fù)雜地質(zhì)條件下地下深部開采，同時(shí)為保證煤炭產(chǎn)量，煤炭開采所用設(shè)備不斷加高加大，巷道斷面尺寸也不斷被擴(kuò)大以滿足大型采高設(shè)備工作需要，保證煤炭產(chǎn)量[1-3]。這使現(xiàn)有的支護(hù)理論與施工方法難以滿足大斷面、大跨度的巷道支護(hù)要求[4]。深部大跨度、大斷面巷道失穩(wěn)垮冒現(xiàn)象時(shí)有發(fā)生，已成為深部礦井亟待解決的重大技術(shù)難題。郭志宏等[5]基于“大跨度矩形巷道錨噴支護(hù)”的相似模型試驗(yàn)，指出矩形巷道直接頂板是一個(gè)卸壓區(qū)，支護(hù)的重點(diǎn)部分是矩形巷道的幫角處；張軍[6]將深部復(fù)雜條件下的4類圍巖(高應(yīng)力完整圍巖、高應(yīng)力較完整層狀圍巖、高應(yīng)力破碎圍巖、高應(yīng)力軟弱圍巖)歸為離層斷裂型和壓力釋放型工程軟巖，對(duì)其進(jìn)行變形破壞特性、機(jī)理研究，提出相應(yīng)支護(hù)對(duì)策及“剛?cè)峄パa(bǔ)、長(zhǎng)短結(jié)合、及時(shí)主動(dòng)、協(xié)調(diào)在控”支護(hù)原則。

綜上所述，目前有關(guān)深部破碎圍巖頂板大跨度巷道的支護(hù)理論與施工工藝尚未形成統(tǒng)一的、有效的認(rèn)識(shí)，深部破碎圍巖頂板大跨度巷道支護(hù)形式仍處于經(jīng)驗(yàn)探索階段，呈現(xiàn)出百花齊放百家爭(zhēng)鳴的狀態(tài)[7-13]?；诖?，本文以白羊嶺煤礦101開切眼圍巖控制工程為研究對(duì)象，進(jìn)行超大斷面破碎圍巖頂板開切眼支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)與安全監(jiān)控研究，對(duì)錨桿(索)支護(hù)理論及巷道的失穩(wěn)機(jī)理進(jìn)行分析研究。采用綜合設(shè)計(jì)方法：工程類比、理論計(jì)算與數(shù)值模擬分析、數(shù)據(jù)監(jiān)測(cè)與信息反饋有效結(jié)合起來(lái)的動(dòng)態(tài)信息錨桿(索)設(shè)計(jì)方法，分析巷道圍巖穩(wěn)定性的影響因素，制定開切眼支護(hù)方案。應(yīng)用大型有限元軟件ANSYS對(duì)開切眼頂幫部在不同錨桿(索)間距、長(zhǎng)度、單體支柱個(gè)數(shù)等支護(hù)參數(shù)條件下的變形及穩(wěn)定性進(jìn)行模擬分析，并對(duì)比支護(hù)前后巷道穩(wěn)定性。

2工程地質(zhì)情況

2.1　區(qū)域地質(zhì)概述

山西省國(guó)投昔陽(yáng)白羊嶺煤礦井田東西寬約4 km，南北長(zhǎng)約4.5 km，井田面積為12.5 km2。該井田位于沁水煤田東北部邊緣，太行山西翼，處黃土丘陵-河流堆積階梯地帶?？傮w上地勢(shì)西南高東北部低，最高點(diǎn)位于井田西南部，海拔為1 361.3 m，最低處位于井田東北角，海拔標(biāo)高為959.6 m，最大相對(duì)高差401.7 m。

2.2　地形地貌特征

本井田區(qū)內(nèi)以中低山-丘陵地貌形態(tài)為主，北西高而南東低，最高點(diǎn)位于區(qū)域西南部的焦山頂上，海拔標(biāo)高1 764.50 m，最低點(diǎn)位于娘子關(guān)附近的桃河河谷中，海拔標(biāo)高360.00 m，相對(duì)高差1 404.50 m，地層總體由東南向西北傾斜，呈單斜構(gòu)造[14]，傾角20° ～14°，局部受構(gòu)造影響，可達(dá)20°以上。白羊嶺煤礦地形地貌見(jiàn)圖1。

圖1　白羊嶺煤礦地形地貌 Fig.1　Geomorphology of Baiyangling coal mine

2.3　地層特征

井田位于沁水煤田的東北邊緣，由東向西出露地層由老到新。井田東部外圍大面積出露奧陶系峰峰組、上馬家溝組地層；二疊系山西組地層分布零星；區(qū)內(nèi)二疊系上、下石河子組地層廣泛分布，新生界覆于各個(gè)時(shí)代基巖之上。現(xiàn)根據(jù)井檢區(qū)并結(jié)合補(bǔ)充勘查資料從奧陶系至第四系地層分別為奧陶系中統(tǒng)O2，厚度295.79 m； 石灰系中統(tǒng)本溪組C2b，全厚17.00 ～35.00 m，平均30.00 m；石灰系上統(tǒng)太原組C3t，全厚96.40 ～119.50 m，平均107.86 m；二疊系下統(tǒng)山西組P1s，厚度44.10 ～59.20 m，平均53.69 m；石河子組P3x，全厚90.00 ～130.00m，平均110 m左右，二疊系上統(tǒng)石河子組P2s，厚度在80 ～240 m。

2.4　巖石的物理力學(xué)性質(zhì)

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)勘查和室內(nèi)試驗(yàn)，獲得礦區(qū)內(nèi)各層巖體的厚度和無(wú)側(cè)限單軸抗壓強(qiáng)度等指標(biāo)，見(jiàn)表1。

綜合對(duì)白羊嶺大斷面開切眼的現(xiàn)場(chǎng)觀察和室內(nèi)試驗(yàn)結(jié)果與分析，總結(jié)出白羊嶺礦區(qū)大斷面開切眼有如下特征：巖石巖性為中生代侏羅系下統(tǒng)直羅組J2z、灰綠色中粗砂巖，埋深在54.00 ～115.25 m和128.5 ～141.2 m范圍，地應(yīng)力范圍大致在1.2 ～3.0 MPa，屬于淺埋低應(yīng)力大斷面開切眼[15-16]；巖石中黏土含量較多造成彈性模量和層間黏結(jié)力的急劇損失，因此室內(nèi)實(shí)驗(yàn)得到的抗壓強(qiáng)度偏低，僅為3.8 MPa，巖石實(shí)際強(qiáng)度應(yīng)大于試驗(yàn)強(qiáng)度。

表1　白羊嶺煤層覆巖層柱狀及力學(xué)性質(zhì) Table 1　Columnar and mechanical properties of coal strata in Baiyangling coal mine

3開切眼支護(hù)設(shè)計(jì)

采用工程類比法和經(jīng)驗(yàn)分析法，綜合現(xiàn)有支護(hù)形式以及巷道頂板和幫部產(chǎn)生的變形等情況，因地制宜采取切實(shí)可行的支護(hù)方案。支護(hù)方案如圖2。

單位:mm 圖2　斷面支護(hù)設(shè)計(jì) Fig.2　Design of section support

101工作面開切眼采用2次分?jǐn)嗝婢蜻M(jìn)，先施工臨近采空區(qū)側(cè)，后施工回采工作面?zhèn)?。首次施工巷道尺寸w=5.5 m，h=3.8 m。進(jìn)行下一個(gè)斷面施工前，須采用單體液壓支柱+π型鋼梁對(duì)前一次斷面進(jìn)行支護(hù)，支護(hù)完成后方可進(jìn)行下一斷面的掘進(jìn)。第二次施工巷道w=4.0 m，h=3.6 m，采用錨網(wǎng)索+W型鋼帶聯(lián)合支護(hù)方式，同時(shí)為了將錨桿加固的“組合梁”懸吊于穩(wěn)定巖層中，需用高強(qiáng)度、長(zhǎng)錨索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)以保證巷道穩(wěn)定。

4101開切眼監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

4.1　1 # 5.5 m寬監(jiān)測(cè)斷面

1#斷面為先開挖支護(hù)5.5 m寬斷面進(jìn)行變形監(jiān)測(cè)的矩形斷面。

由圖3中可看出，1#監(jiān)測(cè)斷面頂板最大沉降量是19.1 mm，最大沉降速率是0.63 mm/d，平均沉降速率是0.39 mm/d。監(jiān)測(cè)開始45 d后，1#監(jiān)測(cè)斷面頂板下沉量趨于穩(wěn)定，下沉速率趨于0，切眼支護(hù)結(jié)構(gòu)充分發(fā)揮了作用，巷道支護(hù)效果較好。

圖3　1 #斷面頂板下沉量和下沉速率曲線 Fig.3　Curves of roof subsidence and subsidence rate of section 1 #

4.2　2 # 9.5 m寬監(jiān)測(cè)斷面

2#斷面為擴(kuò)刷到9.5 m寬斷面時(shí)即開始進(jìn)行變形監(jiān)測(cè)的矩形斷面。

由圖4可知，2#監(jiān)測(cè)斷面頂板最大沉降量為45.75 mm，最大沉降速率為2.29 mm/d，平均沉降速率為1.37 mm/d。監(jiān)測(cè)開始30 d后，2#監(jiān)測(cè)斷面頂板下沉量趨于穩(wěn)定，下沉速率趨于0，支護(hù)結(jié)構(gòu)充分發(fā)揮了作用，支護(hù)效果較好。

圖4　2 #斷面頂板下沉量和下沉速率曲線 Fig.4　Curves of roof subsidence and subsidence rate of section 2 #

4.3　礦壓分析

101開切眼頂?shù)装鍘r性均為泥巖、砂質(zhì)泥巖，切眼為矩形大斷面，頂部壓力由單體液壓支柱承受，礦壓變化大，安全穩(wěn)定性要求較高，因此必須進(jìn)行工作面礦壓監(jiān)測(cè)并分析頂板來(lái)壓規(guī)律確保安全生產(chǎn)。圖5為1#和2#監(jiān)測(cè)斷面礦壓變化曲線。

圖5　1 #和2 #監(jiān)測(cè)斷面礦壓變化曲線 Fig.5　Curves of mine pressure variation at monitored section 1 # and 2 #

圖5礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：采用錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)的監(jiān)測(cè)斷面在監(jiān)測(cè)初期，礦壓略有升高。觀測(cè)大約2個(gè)月后，礦壓趨于穩(wěn)定，增加速率逐漸減小。這說(shuō)明本文采用的預(yù)應(yīng)力高強(qiáng)度錨桿索聯(lián)合支護(hù)形式和支護(hù)參數(shù)比較合理，在保證巷道圍巖穩(wěn)定的前提下，有效地控制了大斷面煤巷圍巖的劇烈變形，保持了巷道的穩(wěn)定，提高了巷道的安全程度。

5大斷面開切眼巷道支護(hù)的數(shù)值模擬

本次數(shù)值模擬即采用ANSYS軟件進(jìn)行多方案的比較，最后得出較合理的初始支護(hù)設(shè)計(jì)。101開切眼斷面模擬以巷道斷面尺寸9.5 m×3.8 m(寬×高)進(jìn)行。通過(guò)不同支護(hù)方案圍巖控制效果的對(duì)比分析確定各支護(hù)參數(shù)。

巷道開挖的影響范圍一般是5倍巷道寬度。計(jì)算模型選擇巷道跨度分別為9.5 m和11 m，巷道開挖的影響范圍是47.5～55 m。所以模型尺寸為47.5 m×19 m(寬×高)。模擬5層圍巖建立模型主要巖性為砂巖、泥巖、煤，模型按實(shí)際圍巖分布建立。

表2　巖性力學(xué)參數(shù) Table 2　Mechanics parameters of rock

5.1　頂錨桿間距選擇

5.1.1數(shù)值模擬方案

①頂板錨桿間距d=1.1 m，n=9根錨桿支護(hù)；②頂板錨桿間距d=1.0 m，n=10根錨桿支護(hù)；③頂板錨桿間距d=0.8 m，n=12根錨桿支護(hù)。錨桿長(zhǎng)度l取為2.0 m。

5.1.2結(jié)果分析

各方案模擬圍巖塑性區(qū)結(jié)果如圖6。

圖6　頂錨桿不同間距下圍巖塑性區(qū) Fig.6　Plastic zone of surrounding rock in the presence of different spacings between top bolts

從圖6可知，各方案時(shí)圍巖均會(huì)產(chǎn)生一定范圍的塑性區(qū)，但圍巖塑性區(qū)范圍不盡相同?？偟膩?lái)說(shuō)，錨桿間距越大、錨桿數(shù)量越小，圍巖塑性區(qū)范圍越大，產(chǎn)生的變形范圍越廣。表3為依據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果得到的不同工況下圍巖定板、底板及兩幫變形量結(jié)果。

圖7　頂錨桿不同長(zhǎng)度下圍巖塑性區(qū) Fig.7　Plastic zone of surrounding rock in the presence of different lengths of top bolts

隨著開切眼頂板錨桿支護(hù)根數(shù)的增加，巷道頂板的塑性區(qū)范圍進(jìn)一步縮小，巷道圍巖的位移量也進(jìn)一步減小，但減小的幅度越來(lái)越小。當(dāng)用于頂板支護(hù)的錨桿數(shù)量達(dá)到臨界值，此時(shí)頂板位移量已在可控范圍敏感性甚微[17]。這說(shuō)明對(duì)一定的巷道圍巖條件，存在一個(gè)合理的錨桿間排距，不但能保證錨桿支護(hù)效果，而且能降低支護(hù)成本。當(dāng)頂板錨桿數(shù)由10根增加到12根時(shí)，頂板下沉量的降幅較小，因此認(rèn)為頂板錨桿數(shù)為12根，即頂板錨桿間距為0.8 m時(shí)是合理的頂錨桿間距值。

5.2　頂錨桿長(zhǎng)度選擇

5.2.1數(shù)值模擬方案

ANSYS數(shù)值模擬方案同本文5.1.1，頂錨桿長(zhǎng)度l分別取1.8,2.0,2.3 m。錨桿數(shù)量取為12根，錨桿間距為0.8 m。

5.2.2結(jié)果分析

各方案模擬圍巖塑性區(qū)結(jié)果如圖7。

表4為依據(jù)不同頂錨桿長(zhǎng)度時(shí)，圍巖塑性變形數(shù)值模擬得到的頂板、底板和兩幫變形量數(shù)值結(jié)果。

表4　頂錨桿不同長(zhǎng)度下圍巖變形 Table 4　Deformation of surrounding rock in the presence of different lengths of top bolts

從圖7和表4可知，隨著不斷換用長(zhǎng)錨桿支護(hù)，頂板位移曲線成減函數(shù)趨勢(shì)，但走勢(shì)漸緩。短錨桿發(fā)揮的錨固強(qiáng)度較低，不能發(fā)揮大斷面聯(lián)合支護(hù)系統(tǒng)的作用。當(dāng)錨桿長(zhǎng)度由1.8 m增加到2.0 m時(shí)，頂板變形量由原來(lái)的45.98 mm減小到45.35 mm，最后采用2.3 m錨桿時(shí)圍巖變形量減小到44.92 mm。最終權(quán)衡安全性與經(jīng)濟(jì)性，采用2.3 m長(zhǎng)錨桿。

5.3　幫錨桿間距選擇

5.3.1數(shù)值模擬方案

ANSYS數(shù)值模擬方案如下：①幫錨桿間距1.2 m，4根錨桿；②幫錨桿間距1.0 m，4根錨桿；③幫錨桿間距0.8 m， 5根錨桿。錨桿長(zhǎng)度為2.0 m。

5.3.2結(jié)果分析

各方案模擬結(jié)果見(jiàn)表5和圖8所示。

表5　幫錨桿不同間距下圍巖變形 Table 5　Deformation of surrounding rock in the presence of different spacings between side bolts

圖8　幫錨桿間距與圍巖 位移量的關(guān)系 Fig.8　Relationship between side anchor spacing and surrounding rock displacement

頂板來(lái)壓時(shí)，頂板壓力大部分都由兩幫分擔(dān)，產(chǎn)生片幫危險(xiǎn)，幫部打錨桿可有效控制兩幫收斂量，對(duì)煤礦施工起到安全保護(hù)作用。幫部錨桿水平應(yīng)力大于垂直應(yīng)力，水平應(yīng)力使巷道底板易于剪切破壞，出現(xiàn)錯(cuò)動(dòng)、滑移、偏幫現(xiàn)象，如果不及時(shí)采取支護(hù)措施，破壞區(qū)域逐漸擴(kuò)大。因此，在巷道變形破壞的早期階段，應(yīng)及時(shí)加密錨桿，控制煤幫變形破壞進(jìn)一步發(fā)展。

從圖8和表5可知，隨著幫部錨桿間距的減小，巷道兩幫的相對(duì)移近量逐漸減小。當(dāng)錨桿間距由1.0 m縮小到0.8 m時(shí)，兩幫移近量減小很明顯，頂板下沉量和底板起鼓量也相應(yīng)減小。因此從巷道支護(hù)的安全可靠性、經(jīng)濟(jì)性角度綜合考慮，確定0.8 m為經(jīng)濟(jì)合理幫間距。

圖9　幫錨桿長(zhǎng)度與圍巖 位移量的關(guān)系 Fig.9　Relationship between side anchor bolt length and surrounding rock displacement

5.4　幫錨桿長(zhǎng)度選擇

5.4.1數(shù)值模擬方案

ANSYS數(shù)值模擬方案：①幫錨桿長(zhǎng)度l1=1.8 m；②幫錨桿長(zhǎng)度l2=1.9 m；③幫錨桿長(zhǎng)度l3=2.0 m。

各方案錨桿數(shù)量均為5根，錨桿間距為0.8 m。

5.4.2結(jié)果分析

各方案模擬結(jié)果如

圖9及表6所示。

由圖9可知，隨著幫部錨桿長(zhǎng)度的增加，巷道兩幫的相對(duì)移近量逐漸減小，但錨桿長(zhǎng)度對(duì)圍巖變形的影響逐漸減弱。當(dāng)幫錨桿長(zhǎng)度從1.8 m增至1.9 m時(shí)，頂板下沉量減小2.88%，而當(dāng)幫錨桿長(zhǎng)度從1.9 m增至2.0 m時(shí)，頂板下沉量減小0.79%。

表6　幫錨桿不同長(zhǎng)度下圍巖變形 Table 6　Deformation of surrounding rock in the presence of different lengths of side bolts

可見(jiàn)錨桿長(zhǎng)度的無(wú)限增加，并沒(méi)有使圍巖變形得到更加有效的控制。所以幫部錨桿并不是越長(zhǎng)越好，應(yīng)選擇一個(gè)既能有效控制圍巖變形，又避免浪費(fèi)的經(jīng)濟(jì)合理的錨桿長(zhǎng)度。綜合以上因素本文最終采用l3=2.0 m錨桿進(jìn)行幫部支護(hù)。

5.5　不同支護(hù)方案比選

5.5.1數(shù)值模擬方案

①頂板全錨桿支護(hù)；②頂板全錨索支護(hù)；③頂板錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)。

5.5.2結(jié)果分析

各方案模擬結(jié)果如表7所示。

表7　不同支護(hù)方案下圍巖變形 Table 7　Deformation of surrounding rock in different support schemes

由表7可知，頂板依次采用全錨桿、全錨索、錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)方案，巷道頂板的下沉量逐漸減小。因此從巷道支護(hù)的安全可靠性、經(jīng)濟(jì)性角度綜合考慮，認(rèn)為頂板采用錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)效果較好。

圖10　單體液壓支柱數(shù)量 與圍巖位移量的關(guān)系 Fig.10　Relationship between individual hydraulic prop quantity and surrounding rock displacement

5.6　單體液壓支柱根數(shù)選擇

5.6.1數(shù)值模擬方案

ANSYS數(shù)值模擬方案：① 1根單體液壓支柱；② 2根單體液壓支柱；③ 3根單體液壓支柱。

5.6.2結(jié)果分析

各方案模擬結(jié)果如

圖10及表8所示。

由圖10可見(jiàn)，隨著單體液壓支柱的增加，巷道頂板變形量逐漸減小。但是單體液壓支柱只是起到臨時(shí)支護(hù)作用，適用于超前支護(hù)保證巷道穩(wěn)定性。

表8　單體液壓支柱不同數(shù)量下圍巖變形 Table 8　Deformation of surrounding rock in the presence of different numbers of individual hydraulic prop

當(dāng)單體液壓支柱從1根逐漸增加到3根時(shí)，頂板下沉量減小很明顯，圍巖的受力得到了平衡。因此從巷道支護(hù)的安全可靠性、經(jīng)濟(jì)性角度和巷道施工空間要求綜合考慮，最終確定單體液壓支柱增加到3根/排。

6結(jié)論

本論文以白羊嶺煤礦101開切眼為主要研究對(duì)象，對(duì)大斷面開切眼聯(lián)合支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)研究，對(duì)圍巖變形情況和圍巖壓力進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)，運(yùn)用有限元分析軟件ANSYS對(duì)不同工況下巷道支護(hù)形式進(jìn)行數(shù)值模擬。獲得主要結(jié)論如下：

(1) 采用液壓枕式錨桿測(cè)力計(jì)、單體支護(hù)壓力監(jiān)測(cè)記錄儀、頂板離層儀組成大斷面聯(lián)合監(jiān)測(cè)系統(tǒng)，對(duì)錨桿(索)錨固力、頂板位移量、礦壓變化數(shù)值進(jìn)行了準(zhǔn)確的監(jiān)測(cè)，得到安全可靠的大斷面開切眼評(píng)價(jià)體系。

(2) 應(yīng)用大型有限元軟件ANSYS分別對(duì)9.5 m和11 m寬斷面進(jìn)行動(dòng)態(tài)模擬，分析了在不同錨桿(索)長(zhǎng)度、間排距等支護(hù)參數(shù)條件下支護(hù)安全系數(shù)，通過(guò)理論計(jì)算和數(shù)值分析綜合確定切眼頂板采用錨桿(索)聯(lián)合支護(hù)，合理支護(hù)參數(shù)為錨桿間排距800 mm×800 mm，錨桿長(zhǎng)度為2.0 m，單體液壓支柱3根/排。

(3) 白羊嶺煤礦的大斷面聯(lián)合監(jiān)測(cè)系統(tǒng)分析表明,在同類條件下，采用高強(qiáng)度錨桿(索)支護(hù)的煤巷，在回采期間的圍巖變形量比采用普通錨桿支護(hù)小21.3% ～42.5%；巷道圍巖移近總量比錨噴網(wǎng)支護(hù)減少了25.6% ～43.0%。強(qiáng)力錨桿(索)支護(hù)后，開切眼圍巖變形量比普通錨桿支護(hù)降低30%左右，頂板離層可以控制到普通錨桿支護(hù)的6% ～11%，巷道支護(hù)效果收益明顯。

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(編輯：曾小漢)

Safety Monitoring and Numerical Simulation on the Stabilityof Large-span Open-off Cut

ZHANG Xiang-dong, ZHANG Zhe-cheng,FAN Shi-xing, ZHANG Ming-xing, LIU Jia-shun

(School of Civil Engineering and Transportation, Liaoning Technical University, Fuxin123000,China)

Abstract:To solve the technical difficulties in anchor bolt (cable) support for coal roadway of large cross section, we optimized and monitored the large-span open-off cut on the roof of broken rockmass in Baiyangling coalmine. We also analyzed the support principle and instability mechanism. In association with dynamic information, we designed the support schemes according to the features of large-span and big cross section. Furthermore, we analyzed the factors affecting the roadway stability and employed finite element analysis software ANSYS to simulate the deformation and stability condition in the presence of different parameters (inclusive of spacing, length, and individual prop number of bolt (cable)), and then compared the stability of the roadway before and after supporting. Results suggest that to combine anchor bolt and cable on the roof is reasonable for the researched open-off cut. The spacing of bolt is 800mm×800mm, the anchor length is 2.0m and the individual hydraulic prop is 3 roots per row. By adopting high strength bolt (cable) support, the deformation of surrounding rock in stoping period is 21.3%-42.5% smaller than using ordinary bolt support, and the total amount of surrounding rock deformation reduces 25.6%-43.0% than by adopting the bolt shotcrete support. The effect of high strength bolt (cable) support is obvious.

Key words: support for large-span coal roadway; surrounding rock control; support scheme; numerical simulation analysis;open-off cut; Baiyangling coal mine

2015,32(04):116-119,124