深井高應力巷道錨桿支護參數(shù)優(yōu)化研究

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(中國礦業(yè)大學(北京)資源與安全工程學院，北京 100083)

深井高應力巷道錨桿支護參數(shù)優(yōu)化研究

張斌川，盧輝，劉路，盧志江，保天才，李煒強，王福利

(中國礦業(yè)大學(北京)資源與安全工程學院，北京100083)

針對潘西礦7192回風巷在原錨桿支護效果不理想的情況，通過數(shù)值模擬軟件FLAC 3.3 ，對不同支護方式和支護參數(shù)條件下的錨桿支護情況進行模擬，并對模擬結果進行了分析。結果表明：相比原有的錨桿支護，強力錨桿支護系統(tǒng)能更有效地控制巷道圍巖變形。通過對不同錨桿預緊力、錨桿排距、錨桿直徑、錨桿長度的模擬支護效果分析，得到了優(yōu)化參數(shù)預緊力為15t、排距為800mm、 直徑為25mm、長度為2.4m的螺紋鋼筋錨桿支護方案。同時，將優(yōu)化的支護方案進行現(xiàn)場試驗，試驗結果表明強力支護錨桿系統(tǒng)能更有效地控制巷道變形，明顯改善巷道圍巖支護效果。

高應力巷道；錨桿支護； 數(shù)值模擬；參數(shù)優(yōu)化

深部巖體地質力學特點決定了深部開采與淺部開采的明顯區(qū)別在于深部巖石所處的特殊環(huán)境，即“三高一擾動”的復雜力學環(huán)境。同時，深部工程圍巖的地質力學環(huán)境較淺部發(fā)生了很大變化，從而使深部巷道圍巖表現(xiàn)出圍巖應力場的復雜性、圍巖的大變形和強流變性特性、動力響應的突變性、深部巖體的脆-延轉化和深部巖體開挖巖溶突水的瞬時性等特性[1]。由于深部巖石力學行為具有明顯區(qū)別于淺部巖石力學的這些重要特征，再加上賦存環(huán)境的復雜性，致使深部開采巷道圍巖變形破壞嚴重，易造成冒頂片幫，巷道支護困難。淺部的巷道支護技術無法滿足深部高地壓巷道支護要求，因此研究深部巷道圍巖支護具有重要的意義[2]。目前，高地壓巷道多采用二次支護理論，即巷道支護分2次進行：一次支護在保持巷道穩(wěn)定的前提下，允許巷道有一定的變形以釋放壓力；隔一定時間后實施二次支護，保持巷道的長期穩(wěn)定。但是，有些深井巷道采用二次支護后仍出現(xiàn)變形破壞等問題，甚至需要三次、四次支護，巷道周而復始地發(fā)生破壞，圍巖變形長期得不到有效控制[3]。普通錨桿支護、高預應力錨桿支護在巷道錨桿支護方面得到了一定的支護效果[3-8]，錨注支護、錨網(wǎng)索耦合支護技術等聯(lián)合支護在高地應力、破碎圍巖巷道中得到了較廣泛的應用[9-12],但由于深部地質條件復雜，構造應力大，圍巖變形急劇增長，造成現(xiàn)有的支護方式不合理或支護參數(shù)不匹配，難以有效地控制圍巖變形發(fā)展。因此，開展深井高應力巷道支護參數(shù)優(yōu)化研究對于提高巷道支護效果、控制巷道圍巖變形發(fā)展具有重要的意義。

本文以潘西礦7192回風巷為背景，在原錨桿支護效果不理想的情況下，研究強力錨桿支護系統(tǒng)在潘西礦7192回風巷的巷道支護效果，并對巷道錨桿支護參數(shù)優(yōu)化進行研究，確定了優(yōu)化參數(shù)的支護方案。按照支護方案進行現(xiàn)場工業(yè)試驗，并對現(xiàn)場巷道支護效果進行了分析。

1 工程概況

潘西礦7192回風巷是新汶礦區(qū)的深部礦井，埋深975m，表1為巷道巖層分布及特征。巷道正常沿19號煤頂板掘進，該區(qū)域內煤層平均厚度2.64m，厚度穩(wěn)定，煤巖成分以半亮煤為主，硬度系數(shù)f=2～3，煤層傾角20～26°；直接頂為砂質頁巖，性脆致密，水平層理發(fā)育，破碎易冒落，厚4.2m；直接底為砂質頁巖，厚度1.2m。在該巷內采用水壓致裂地應力測量方法進行了地應力測量。測試結果表明最大水平主應力值為39.77MPa，方向為N 39.7°E；最小水平主應力值為20.64MPa，垂直主應力為28.38MPa[13]。深部高地應力造成巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，巷道圍巖表現(xiàn)出明顯的蠕變特征，產生強烈底鼓和圍巖大變形。巷道斷面形狀為梯形斷面，頂板主要采用錨桿支護，巷道凈寬3.2m，中高3.0m，斷面積為11.1m2，巷道支護現(xiàn)采用φ18mm×2000mm的全螺紋鋼等強錨桿5根，間排距800mm×800mm。采用3.4m長的W鋼帶；兩幫采用φ16mm×1800mm的全螺紋鋼等強錨桿，其中下幫錨桿3根，上幫錨桿5根，其間排距800mm×800mm，采用加長錨固方式。現(xiàn)有的支護方式不能有效控制圍巖變形，兩幫移近量496～558mm，頂?shù)装逡平?40～748mm。

表1 巷道巖層分布及特征

2 數(shù)值模擬分析

2.1 模型建立和計算參數(shù)

本次錨桿支護設計采用有限差分數(shù)值計算程序FLAC 3.3得出合理的錨桿支護初始設計。模擬范圍為長×寬=80m×40m，網(wǎng)格為200×80。表2為巷道圍巖的物理力學參數(shù)。采用應力邊界條件，模型上表面施加均勻的垂直壓應力，模型兩側面施加隨深度變化的水平壓應力，模型下表面位移固定[14]。

表2 巷道圍巖的物理力學參數(shù)

為真實反映巷道圍巖變形特征，特別是巖石屈服后的力學行為，又不致使計算速度過慢，采用2種力學模型模擬巖層。一種是應變軟化模型，模擬靠近巷道的煤層。其他范圍內的巖層采用摩爾—庫侖模型。采用界面單元模擬巖層層面。采用錨桿單元模擬錨桿，模型巖層分布見圖1[15-16]。

圖1 計算模型巖層分布

2.2 數(shù)值模擬結果及分析

圖2為不同條件下(無支護、原錨桿支護和強力錨桿支護)的巷道圍巖位移和破壞狀況。原錨桿支護巷道圍巖位移和破壞狀況如圖2(a) 所示，由于深部開采高地應力的影響，無支護條件下的巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，巷道圍巖變形大，巷道嚴重收縮變形。巷道圍巖出現(xiàn)大范圍破壞，如不進行及時支護，將會造成大面積片幫和冒頂。原錨桿支護巷道圍巖位移和破壞狀況如圖2(b) 所示。巷道底板和兩幫圍巖仍存在較大的破壞區(qū)，但破壞范圍相比無支護條件下已有所減小，但圍巖變形量減小幅度不大，巷道圍巖變形比較嚴重。強力錨桿支護系統(tǒng)下巷道圍巖位移和破壞狀況如圖2(c) 所示。從圖中可以看出，采用強力錨桿支護系統(tǒng)，巷道圍巖變形和破壞得到有效地控制。圍巖破壞區(qū)域明顯減小，僅分布在巷道表面。

圖2 巷道圍巖位移分布和破壞狀況

2.3 支護參數(shù)優(yōu)化

由以上分析可知強力錨桿支護系統(tǒng)能較好地控制深井巷道圍巖變形，然而，不同的支護參數(shù)(錨桿預緊力、錨桿排距、錨桿直徑、錨桿長度)條件下錨桿支護效果相差很大。因此，為優(yōu)化錨桿支護參數(shù)，改善支護效果，通過FLAC 3.3 對不同支護參數(shù)條件下巷道支護進行模擬。

2.3.1錨桿預緊力對巷道支護效果的影響

表3為不同錨桿預緊力情況下巷道圍巖移近量。分別模擬了錨桿預緊力為0t，2t，4t，6t，8t，10t，15t等7種情況，在表3中可以看出，隨著預緊力的增加，巷道頂?shù)缀蛢蓭鸵平繙p小。但是巷道表面變形量在預緊力10t以下時減小不明顯，預緊力在10t以后，巷道表面變形量大幅度減小。這說明保持較大的預緊力有助于維護巷道圍巖的整體性，使巷道圍巖整體變形，保持圍巖穩(wěn)定性。

表3 不同錨桿預緊力情況下巷道圍巖移近量

2.3.2 錨桿排距對支護效果的影響

表4為不同錨桿排距下巷道圍巖移近量。從表中看出，隨著錨桿排距的加大，從600mm到800mm，圍巖移近量不斷減小，而從800mm到1000mm，圍巖移進量又不斷加大。因此，選擇800mm的錨桿排距比較合理。

表4 不同錨桿排距情況下圍巖移近量

2.3.3 錨桿直徑對支護效果的影響

表5為不同錨桿直徑下圍巖的變形量。從表中可以看出，隨著錨桿直徑加大，巷道圍巖位移量逐漸減小。尤其當錨桿從直徑22mm增加到25mm時，巷道圍巖變形量明顯減小。因此，可以認為φ25mm是比較合理的錨桿直徑。

表5 不同錨桿直徑下圍巖的變形量

2.3.4 錨桿長度對支護效果的影響

表6為不同錨桿長度下圍巖的變形量。從表中可以看出，隨著錨桿長度的增加，巷道的變形量不斷減小。尤其是錨桿長度從2200mm增加到2400mm時，巷道變形量降低非常明顯。因此，可認為2400mm是比較合理的錨桿長度。

表6 不同錨桿長度下圍巖的變形量

3 支護方案及工程實踐

3.1 支護方案

通過對潘西礦7192回風巷錨桿支護的數(shù)值模擬分析，確定了潘西礦7192回風巷的支護方案。巷道采用樹脂加長錨固強力錨桿支護系統(tǒng)。錨桿選用預緊力為15t，直徑為25mm，長度為2.4m的左旋無縱筋錨桿專用螺紋鋼筋錨桿，間排距為800mm × 800mm，每排13根錨桿。錨固方式為樹脂加長錨固，采用2支錨固劑，1支為K2835，1支為Z2860。采用W鋼帶進行護頂護幫，鋼帶規(guī)格為厚度5mm，寬280mm，長度3.4m和1.8m。錨桿配件采用高強錨桿螺母M27×3，配合高強托板調心球墊和尼龍墊圈，托盤采用拱型高強度托盤，承載能力不低于40t。網(wǎng)片規(guī)格采用金屬經緯網(wǎng)護頂護幫，網(wǎng)片規(guī)格分別為4.1m×0.9m，3.4m×0.9m和1.8m×0.9m，網(wǎng)孔為50mm×50mm。

3.2 工程實踐

按照設計的支護方案對潘西礦7192回風巷安裝強力錨桿支護系統(tǒng)，并對其巷道表面位移進行了監(jiān)測，共監(jiān)測了3個月。在巷道采用原錨桿支護條件下，巷道頂?shù)装遄畲笪灰屏繛?48mm，兩幫最大位移量為558mm；采用強力錨桿支護系統(tǒng)后，巷道頂?shù)装遄畲笪灰屏繛?04mm，兩幫最大位移量為463mm。對比來看，采用強力錨桿支護系統(tǒng)后巷道頂?shù)装逦灰屏肯陆盗?2.6% ，兩幫位移量下降了28.3%。這說明強力錨桿系統(tǒng)更有效地控制了巷道圍巖的變形，維持巷道圍巖穩(wěn)定性。

4 結論

(1)在深部高應力條件下，原有的錨桿支護已不能滿足安全生產的需求。通過FLAC3.3數(shù)值模擬分析，相比原有的錨桿支護，強力錨桿支護系統(tǒng)能更有效地控制巷道圍巖變形，一方面能充分利用圍巖的自承能力，另一方面在控制巷道圍巖變形和離層方面具有較強的優(yōu)越性。

(2)通過數(shù)值模擬軟件FLAC3.3 ，對不同支護參數(shù)條件下錨桿支護的模擬結果進行了分析，得到了優(yōu)化參數(shù)為預緊力15t，直徑25mm，長度2.4m的螺紋鋼筋錨桿支護方案。

(3)將優(yōu)化的支護方案在潘西礦7192回風巷進行現(xiàn)場工業(yè)試驗，監(jiān)測3個月后的巷道表面變形情況，結果表明：采用強力錨桿支護系統(tǒng)后，相比原巷道錨桿支護結果，巷道頂?shù)装逦灰屏肯陆盗?2.6% ，兩幫位移量下降了28.3% 。這說明強力錨桿系統(tǒng)能更有效地控制巷道圍巖變形，改善巷道支護效果。

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[責任編輯：王興庫]

Optimization of Anchored Bolt Supporting Parameter for Roadway with High Stress in Deep Mine

ZHANG Bin-chuan，LU Hui，LIU Lu，LU Zhi-jiang，BAO Tian-cai，LI Wei-qiang，WANG Fu-li

(Resources & Safety Engineering School, China University of Mining & Technology (Beijing), Beijing 100083, China)

In order to improve supporting effect of 7192 air-roadway in Panxi Colliery, different anchored bolt supporting manners and parameters were numerically simulated with FLAC3.3. Results showed that powerful anchored-bolt supporting system could effectively control deformation of surrounding rock, compared with primary anchored-bolt supporting. Optimized parameters including 15t pre-tension force, 800mm row spacing, 25mm diameter and 2.4m length were obtained by analyzing supporting effect of different pre-tension forces, row spacings, diameters and lengths of anchored-bolt.On-the-spot test of optimized supporting projection showed that powerful anchored-bolt supporting system distinctly improved supporting effect.

roadway with high stress; anchored-bolt supporting; numerical simulation; parameter optimization

2014-10-10

10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2014.06.031

國家自然科學基金面上項目：深部硬巖巖爆發(fā)生機理及協(xié)同預警關鍵點識別研究(51374217)

張斌川(1972-)，男，四川巴中人，副研究員，西藏自治區(qū)安監(jiān)局副局長兼總工程師，從事巷道支護、能源與安全政策及安全科技研究與管理工作。

張斌川，盧 輝，劉 路，等.深井高應力巷道錨桿支護參數(shù)優(yōu)化研究[J].煤礦開采，2014，19(6)：116-119.

TD353

A

1006-6225(2014)06-0116-04