陳紹杰，屈 曉，劉 勇，任凱強，郭宇航

(山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國家重點實驗室培育基地，山東 青島 266590)

采選技術(shù)

回采巷道支護參數(shù)優(yōu)化及數(shù)值分析

陳紹杰，屈 曉，劉 勇，任凱強，郭宇航

(山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國家重點實驗室培育基地，山東 青島 266590)

基于圍巖力學(xué)性質(zhì)進行回采巷道支護參數(shù)優(yōu)化，可以在保證圍巖穩(wěn)定的基礎(chǔ)上節(jié)約支護成本。為解決回采巷道支護設(shè)計因采用工程類比法而導(dǎo)致支護材料浪費等問題，以某礦8302皮帶順槽為研究背景，基于其堅硬頂板特性，選用懸吊理論進行支護優(yōu)化設(shè)計，以錨桿及錨索間排距為優(yōu)化因素，設(shè)計了3種優(yōu)化方案及支護參數(shù)。利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對各支護方案的應(yīng)力場、位移場及塑性區(qū)分布進行模擬研究，分析得出優(yōu)化方案2對控制圍巖穩(wěn)定最有利?，F(xiàn)場監(jiān)測表明，優(yōu)化方案2可有效控制巷道圍巖體失穩(wěn)破壞，該研究可為同類巷道的支護優(yōu)化提供借鑒。

回采巷道；錨桿支護；支護優(yōu)化；懸吊理論；數(shù)值模擬

巷道開挖后，巷道圍巖初始靜態(tài)力學(xué)平衡被打破，導(dǎo)致應(yīng)力重新分布，由此導(dǎo)致巷道圍巖體變形。為維護巷道穩(wěn)定，需要對巷道圍巖進行有效支護，錨桿支護作為一種常用的能與圍巖共同變形的柔性支護，把作為荷載的圍巖轉(zhuǎn)變?yōu)橹谓Y(jié)構(gòu)，最大程度的發(fā)揮圍巖的支撐能力，是目前巷道支護的發(fā)展方向[1-3]。

近年來，煤炭行業(yè)產(chǎn)能過剩，經(jīng)濟效益不斷跌落，控制煤炭開采成本尤為重要。以往煤礦回采巷道支護設(shè)計常采用工程類比法，同一礦井的回采巷道多使用同種支護參數(shù)，未結(jié)合地質(zhì)特征進行合理支護設(shè)計，造成回采巷道支護強度過高，導(dǎo)致支護材料浪費，影響巷道的掘進速度，在確保安全生產(chǎn)的前提下進行支護優(yōu)化尤為必要。支護參數(shù)優(yōu)化設(shè)計已經(jīng)將傳統(tǒng)的彈塑性力學(xué)理論研究和計算機數(shù)值模擬技術(shù)有效結(jié)合起來，通過計算支護材料參數(shù)、上覆巖體壓力及支護構(gòu)件的可靠性等來設(shè)計并優(yōu)化支護參數(shù)[4-10]。

本文通過理論計算，運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，以某礦8302工作面皮帶順槽為背景，以原支護方案為基礎(chǔ)，錨桿及錨索間排距為優(yōu)化因素，對比分析了巷道圍巖的應(yīng)力場、位移場及塑性區(qū)分布規(guī)律，優(yōu)化了錨桿和錨索的支護參數(shù)，提出了優(yōu)化設(shè)計方案并進行了工業(yè)試驗，可為同類巷道的支護設(shè)計提供借鑒。

1 工程概況

1.1 工程地質(zhì)特征

8302工作面巷道圍巖地質(zhì)條件與已回采的8301工作面基本相同，工作面平均標(biāo)高-410 m，巷道寬4.2 m，高2.6 m，為矩形斷面。8302工作面回采巷道圍巖穩(wěn)定，頂板以中粒砂巖為主，次為泥巖和粉砂巖，厚度為12.6 m；直接底為泥巖，厚度為1.5 m；基本底主要為中粒砂巖，厚度為27.43 m，煤層及頂?shù)装鍘r性見圖1。

1.2 原支護方案

掘進期間采用高強度的錨桿與錨索聯(lián)合支護，回采巷道斷面尺寸及原支護設(shè)計如圖2所示，支護參數(shù)如下所述。

圖1 8302工作面頂?shù)装鍘r性圖

圖2 回采巷道斷面尺寸及原支護設(shè)計圖(單位：mm)

頂板支護采用Φ18 mm×2 300 mm的左旋螺紋鋼錨桿，采用鋼筋托梁與菱形金屬網(wǎng)護頂。每排6根錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm。錨索為Φ15.24 mm×4 500 mm的鋼絞線截割，每排布置2根錨索，間排距為1 600 mm×3 700 mm。

兩幫支護采用Φ18 mm×1 800 mm的左旋螺紋鋼錨桿，采用菱形金屬網(wǎng)護幫。每排每幫3根錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm。

1.3 原支護效果分析

對已回采完畢的8301回采巷道監(jiān)測數(shù)據(jù)分析得出，安裝在軌道順槽的23個頂板離層儀，回采期間僅12號離層儀最大達到21 mm，其余均小于15 mm，最大水平移近量為27 mm。皮帶順槽25個頂板離層儀中，僅8號離層儀最大為18 mm，部分觀測值為0，最大水平移近量為24 mm。說明采用現(xiàn)行支護方案巷道圍巖變形量較小，部分地段的巷道頂板幾乎沒有發(fā)生下沉，支護方式較為保守，存在較大的優(yōu)化空間。

2 回采巷道支護參數(shù)優(yōu)化

懸吊理論適用于直接頂厚度不大、頂板中有堅硬穩(wěn)定巖層、圍巖破碎范圍較小的巷道，根據(jù)8302工作面圍巖地質(zhì)條件，選用懸吊理論對回采巷道錨桿及錨索間排距優(yōu)化設(shè)計。

2.1 錨桿支護參數(shù)設(shè)計

2.1.1 錨桿間排距

根據(jù)錨桿所懸吊巖層載荷確定錨桿的間排距，錨桿懸吊巖石的載荷不大于錨桿的承載力。按錨桿的間排距相等計算，見式(1)。

(1)

式中：a為錨桿間排距，m；Q為錨桿設(shè)計錨固力，kN；K為安全系數(shù)；H為普氏免壓拱高，m；γ為不穩(wěn)定巖層平均重力密度，kN/m3。

據(jù)實測數(shù)據(jù)，Q取85 kN，K取2，H取0.5 m，γ取26 kN/m3，得出a=1.76 m，需進行錨固力校核確定。2.1.2 錨桿錨固力校核

計算錨桿在不同間排距下實際承載力，與設(shè)計錨固力85kN比較，實際承載力計算見式(2)。

P=KLa1a2γ

(2)

式中：P為錨桿實際承載力，kN；K為安全系數(shù)；a1、a2為錨桿間排距，m；L為需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度，m；γ為不穩(wěn)定巖層平均重力密度，kN/m3。

將參數(shù)帶入，計算結(jié)果見表1。

2.2 錨索支護參數(shù)設(shè)計

按錨桿所懸吊的巖層重量計算錨索排距，由式(3)確定。

(3)

式中：L為錨索排距，m；B為巷道最大冒落寬度，m；h為巷道最大冒落高度，m；L1為錨桿排距，m；γ為巖體容重，kN/m3；θ為角錨桿與巷道頂板的夾角，°；F1為錨桿錨固力，kN；F2為錨索極限承載力，kN；n為錨索排數(shù)。

根據(jù)巷道圍巖情況，B取4.2 m，h取錨桿長2.3 m，γ取26 kN/m3，F(xiàn)1取85 kN，F(xiàn)2取260 kN，θ取85°，根據(jù)現(xiàn)場實際，n取1或2。帶入數(shù)據(jù)，計算結(jié)果見表2。

2.3 支護方案的設(shè)計

根據(jù)地質(zhì)條件和現(xiàn)有支護材料，選用Φ18 mm×2 300 mm的左旋螺紋鋼錨桿，錨桿間排距小于1.2 m可滿足支護要求；Φ15.24 mm×4 500 mm的鋼絞線錨索，單路布置排距小于2.4 m，雙路布置排距小于4.8 m可滿足支護要求。原支護方案支護強度過大，改變錨桿及錨索的間排距，設(shè)計了3種優(yōu)化支護方案。方案設(shè)計見表3。

表1 錨桿實際承載力

3 支護參數(shù)數(shù)值模擬優(yōu)化分析

3.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)8302工作面的地質(zhì)特征，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進行巷道開挖及支護后的數(shù)值研究。模型幾何尺寸為31.5 m×10 m×27.4 m，共劃分33 600個單元，38 274個節(jié)點。本構(gòu)模型采用摩爾-庫倫模型，模型四周邊界施加水平約束，下邊界固定，上邊界為應(yīng)力邊界，施加垂直方向載荷，模擬上覆巖體載荷，大小為7.2 MPa，煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表4。

表2 錨索排距

表3 優(yōu)化設(shè)計支護方案

表4 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

3.2 支護方案數(shù)值模擬對比分析

3.2.1 巷道圍巖位移變形特征

3.2.1.1 頂?shù)装逦灰?/p>

由圖3得到原支護方案和3種優(yōu)化方案下的垂直位移云圖，垂直位移分布距巷道中部呈對稱性，原方案與各優(yōu)化方案的頂?shù)装逡平糠謩e為17.28 mm、18.82 mm、27.18 mm、45.45 mm。分析可得，隨著錨桿及錨索的間排距逐漸增大，頂?shù)装逡平恳来巫兇螅锏绹鷰r的變形影響范圍也逐漸增大，由于底板較厚且硬度較高，巷道底鼓量變化不大；優(yōu)化方案1相對于原方案頂板下沉量相差不大，說明頂板支護達到一定強度之后，再減小錨桿及錨索的間排距，加大頂板的支護強度對控制頂?shù)装宓囊平坎粫佼a(chǎn)生顯著的影響。

3.2.1.2 兩幫位移

原方案與各優(yōu)化支護方案圍巖的水平位移變化特征如圖4所示，各方案的兩幫移近量分別為37.52 mm、39.95 mm、50.53 mm、62.38 mm。對于原方案與各優(yōu)化方案，巷道兩幫的水平移近量隨著錨桿及錨索間排距的增大而逐漸增加，其中優(yōu)化方案1與原方案水平位移量相差不大，優(yōu)化方案2和方案3水平位移較大，這也證明當(dāng)回采巷道的支護強度滿足支護要求后，再增加巷道兩幫的支護密度，對控制巷道的水平位移不會再有顯著的影響。

3.2.2 巷道兩幫應(yīng)力特征

巷道開挖導(dǎo)致應(yīng)力重新分布，圍巖中的垂直應(yīng)力多集中在巷道兩幫，兩幫煤體對控制巷道圍巖穩(wěn)定起了關(guān)鍵作用，巷道周圍的巖體與支護材料共同作用形成一個錨固體，該錨固體可以減小垂直應(yīng)力向巷道圍巖的深部發(fā)展[5，11]。由圖5可以看出，巷道開挖后煤壁邊緣發(fā)生破壞，承載能力低，應(yīng)力分布呈先遞增后減小的趨勢。隨著兩幫錨桿支護間排距的增大，主應(yīng)力峰值位置距離巷道中心線157.5 cm，兩幫錨桿可以有效發(fā)揮其支護作用。優(yōu)化方案1和原方案的巷幫主應(yīng)力基本吻合，僅方案3的主應(yīng)力峰值增幅較大，為11.01 MPa；各支護方案的應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.30、1.31、1.33及1.52。

圖3 垂直位移云圖

圖4 水平位移云圖

圖5 巷幫垂直應(yīng)力云圖

3.2.3 塑性區(qū)特征

8302工作面直接頂與基本底為較堅硬的中粒砂巖，圍巖巖性穩(wěn)定，巷道圍巖塑性區(qū)破壞范圍較小。從圖6可以看出，原方案屈服范圍水平方向1.2 m，豎直方向1.78 m；優(yōu)化方案1與方案2的屈服區(qū)范圍和原方案相差不大，方案3屈服區(qū)范圍較原方案有所增加，水平方向1.8 m，垂直方向1.93 m。由彈塑性理論可得，巷道受力達到主應(yīng)力峰值之前圍巖體處于極限平衡狀態(tài)，支護材料的作用范圍主要在巷道圍巖塑性區(qū)范圍之內(nèi)[5]，選用頂錨桿長度2.3 m、幫錨桿長度1.8 m可滿足支護要求。

3.3 巷道優(yōu)化支護結(jié)果分析

數(shù)值模擬結(jié)果與現(xiàn)場支護效果相差不大，考慮托盤、托梁及金屬網(wǎng)等支護構(gòu)件的作用，實際的支護效果要比模擬結(jié)果更好。隨著回采巷道錨桿及錨索支護密度的減小，各支護方案的圍巖破裂趨勢大致相同，圍巖變形量和塑性區(qū)逐漸增大。數(shù)值分析可得，優(yōu)化方案1較原方案支護效果變化不大，優(yōu)化方案3的圍巖位移和塑性區(qū)分布較原方案增幅較大，不利于控制回采巷道的圍巖穩(wěn)定。根據(jù)該礦支護規(guī)范要求[12]，巷道支護圍巖變形量應(yīng)小于30 mm，綜合考慮，優(yōu)化方案2可以在保證巷道圍巖穩(wěn)定的基礎(chǔ)上節(jié)約開采成本。根據(jù)現(xiàn)場錨桿及錨索的布置方式，選擇方案2進行優(yōu)化支護工業(yè)試驗。

圖6 巷道圍巖塑性區(qū)分布圖

4 優(yōu)化支護效果

將優(yōu)化方案2用于8302工作面皮帶順槽，對巷道的支護效果進行監(jiān)測分析。結(jié)果表明，掘進期間巷道支護效果很好，監(jiān)測區(qū)域頂?shù)装逡平孔畲鬄?2 mm，兩幫水平移近量最大為27 mm。回采期間由于受到工作面采動影響，在距離工作面煤壁30 m內(nèi)，巷道圍巖變形較大，但在距離80 m外采動影響較小，巷道頂?shù)装逡平孔畲鬄?9 mm，兩幫最大水平移近量為32 mm。巷道在采掘期間能夠保證圍巖穩(wěn)定，證明優(yōu)化方案具有良好的工程實踐效果。

5 結(jié) 論

基于巷道圍巖性質(zhì)進行支護優(yōu)化設(shè)計，可以減少支護材料的浪費，保證巷道采掘期間的圍巖穩(wěn)定，打破對規(guī)范和經(jīng)驗的依賴。

1)采用懸吊理論分析計算，依據(jù)該礦8302皮帶順槽地質(zhì)條件，計算出巷道圍巖的支護參數(shù)。選用Φ18 mm×2 300 mm的左旋螺紋鋼錨桿間排距不大于1.2 m可滿足支護要求；選用Φ15.24 mm×4 500 mm的鋼絞線錨索，單路布置排距小于2.4 m，雙路布置排距小于4.8 m可滿足支護要求。

2)將計算參數(shù)作為設(shè)計優(yōu)化支護方案的依據(jù)，以錨桿及錨索間排距為優(yōu)化因素，設(shè)計了3種優(yōu)化支護方案。對原方案及3種優(yōu)化方案的位移場、應(yīng)力場進行數(shù)值模擬分析，確定優(yōu)化方案2的參數(shù)設(shè)計最合理，頂錨桿間排距1 000 mm×1 000 mm，幫錨桿間排距1 200 mm×1 200 mm，錨索間排距1 600 mm×3 700 mm。

3)現(xiàn)場實測表明，采用優(yōu)化方案巷道圍巖變形量最大值在30 mm以內(nèi)，較原支護方式有所增加，但位移量總體較小，符合該礦支護要求，能夠保證巷道在掘進和回采期間的安全穩(wěn)定?；夭上锏乐ёo優(yōu)化設(shè)計不僅保證了圍巖穩(wěn)定，而且減少了掘進成本及工人工作量。

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Optimization and numerical analysis of mining roadway support parameters

CHEN Shaojie，QU Xiao，LIU Yong，REN Kaiqiang，GUO Yuhang

(State Key Laboratory of Mining Disaster Prevention and Control Co-founded by Shandong Province and Ministry of Science and Technology，Shandong University of Science and Technology，Qingdao 266590，China)

The optimization of mining roadway support parameters，based on the surrounding rock mechanical properties，can ensure the stability of surrounding rock and save the cost of support.In order to solve the supporting problem of the roadway support design lead by adopt engineering analogy method，this paper chose the suspension theory to optimize the design of support and designed three optimization schemes under the research background of the 8302 crossheading condition of a coalmine，based on its characteristics of hard roof and with the optimization factors of row spacing between bolt and anchor cable.The FLAC3Dnumerical simulation software was used for the simulation study of the stress field，displacement field and plastic zone，the research proved that the second optimization parameters is most favorable to the stability of surrounding rock of the roadway.Field monitoring shows that the second scheme can effectively control the stability of surrounding rock，which can provide a reference for the optimization of roadway support.

mining roadway；bolt support；support optimization；suspension theory；numerical simulation

2017-01-20

國家自然科學(xué)基金項目資助(編號：51474134)；山東省自然科學(xué)基金杰出青年基金項目資助(編號：JQ201612)

陳紹杰(1978-)，男，副教授，博士生導(dǎo)師，主要從事采礦工程方面的教學(xué)與研究工作，E-mail：csjwyb@163.com。

屈曉(1990-)，男，漢族，山東濟寧人，碩士研究生，主要從事采礦工程方面的研究工作，E-mail：389675971@qq.com。

TD353

A

1004-4051(2017)05-0093-05