大断面直墙半圆拱巷道支护设计与优化

单仁亮1,孔祥松1,李  斌2,单  鹏1,夏  1

(1.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京 1000832.汾西矿业(集团)有限责任公司,山西 介休 032000)

 

摘要新峪矿第二轨道巷围岩较破碎,存在支护难度较大问题。对原支护方案进行了位移场、应力场和塑性区的数值模拟,并分析了巷道围岩变形破坏特征,结果认为影响巷道支护强度的关键因素是三径比和锚杆长度。设计合理的三径比可以增加锚固长度,合理的锚杆长度可以增加锚固深度,能大幅改善巷道支护效果。文章结合理论计算,提出6种优化方案,并采用FLAC3D分别对6种优化方案进行数值模拟计算,结果认为第6种方案最优。将此方案应用于工程实践,现场实测数据证实了新方案能有效控制巷道围岩变形,提高巷道的安全性。研究结果表明:巷道帮部和角部是支护的关键部位,加强其支护强度有利于提高巷道整体稳定性。

关键词:大断面巷道;巷道支护;三径比;锚杆长度;数值模拟

中图分类号TD353           文献标识码A       文章编号1004-4051

 

Supporting design and optimization of large section roadway with straight wall and semicircle arch

SHAN Renliang1, KONG Xiangsong1, LI Bin2, SHAN Peng1, XIA Yu1

(1.School of Mechanics & Civil Engineering, China University of Mining and Technology(Beijing), Beijing 100083, China; 2. Fenxi Mining Industry Group Co., Ltd., Jiexiu 032000, China)

 

AbstractAiming at the problem of supporting difficulties because of rock crusher in the second roadway, the displacement field, stress field and plastic zone of the original supporting plan was simulated, and the surrounding rock deformation and failure characteristics was analyzed. The result shows that the key factors affecting roadway strength is three-diameter ratio and anchor length. Reasonable three-diameter ratio can increased anchorage length; reasonable anchor length can increased anchorage depth. The paper put forward 6 optimization schemes combining theoretical calculation, and make numerical simulation for the 6 optimization schemes using FLAC3D. The result shows that the sixth scheme is the most optimal. Based on above researches, the optimal supporting parameters are proposed and applied in engineering practice with field condition. According to the in-situ monitor data, the new scheme can effectively control deformation of roadway surrounding rock, and improve the overall safety. The research results show that strengthen the support strength of sidewall and corner can improve the stability of roadway as they are the key support parts.

Keywords: large section roadway; roadway support; three-diameter ratio; anchor length; numerical simulation

 

 随着资源需求量的日益增加,浅部煤炭资源开采殆尽,多数矿山开采深度不断增加,煤矿地应力及地质构造复杂性也随之增加。此外,煤矿开采设备的大型化和其他工程需求使得巷道断面逐渐增大。大断面巷道支护难度高,巷道围岩变形量大,易引发冒顶、片帮等问题[1-2]。因此,大断面支护研究是深部煤矿开采中面临的重要问题。

本文结合新峪矿第二轨道巷地质条件,分析了巷道在原支护方案下的变形特征,通过理论计算和数值模拟得出最优支护方案,并进行工程实践,有效控制了巷道变形,为同类大断面巷道支护设计提供参考与指导。

1  工程概况

1.1  水文地质

新峪矿第二轨道巷的地面标高为9651 060 m,工作面标高为350480 m2#煤层平均厚度1.5 m,平均倾角8°2#煤上部22 m处为K8砂岩含水层,遇断层破碎带会出现淋水现象。

巷道上部1.5 m为煤层,下部2.52 m为泥岩。巷道伪顶为00.3 m厚的页岩,较软、易跨落;直接顶为1.6 m厚的砂质泥岩,性脆、节理发育;老顶为4.7 m厚的中砂岩,厚层状、坚硬;直接底为0.9 m厚的泥岩,性脆、节理发育;老底为2.2m厚的砂质页岩,性脆、厚层状。

1.2  巷道原方案

巷道断面形状为直墙半圆拱形,掘宽5.04 m,掘高4.02 m,墙高1.5 m,掘进断面面积17.54 m2;净宽4.8 m,净高3.9 m,净断面面积16.25 m2

巷道原方案采用锚喷支护形式,如图1所示。

巷道支护断面图

Fig. 1  Roadway support section

 

锚杆呈矩形布置,顶锚杆选用7Φ22 mm×2 200 mm的螺纹钢锚杆,帮锚杆选用6Φ16 mm×1 800 mm的圆钢锚杆,间、排距为800 mm×800 mm,每根顶锚杆用两卷锚固剂(一卷CK2355型和一卷Z2355型),每根帮锚杆用2Z3537型锚固剂,托板选用规格长××厚为300 mm×130 mm×10 mm的钢板。

锚索选用Φ21.6 mm×5 000 mm的钢绞线,呈矩形布置,间、排距为3 000 mm×1 600 mm,每根锚索用两卷锚固剂(一卷CK2355型和一卷Z2355型),托板选用规格长××厚为300 mm×300 mm×10 mm的钢板。

钢筋网选用Φ6.5 mm的钢筋加工制作,网格大小为150 mm×150 mm。喷层厚度为120 mm,采用配比为122的混凝土。

井下调查发现,由于巷道围岩较破碎,导致帮部和半圆拱交界处的角部变形较大,部分区域发生破坏,支护难度较大。分析认为可能由于巷道角部和帮部使用Φ16 mm圆钢锚杆和Φ42 mm的锚杆钻头,锚杆的锚固段较短,1.8 m长的锚杆偏短,致使角部和帮部支护较弱,巷道围岩变形较大。

2  理论计算

2.1  计算锚杆长度

利用组合拱理论计算锚杆长度,见式(1[3-4]

           1

式中:L为锚杆长度,mL1为锚杆外露长度,mb为组合拱厚度,mα为锚杆在破裂岩体中的控制角,°a为锚杆间排距m

由新峪矿实测数据可得,L10.1 mb 1.3 mα45°,a0.8 m,可得L2.2 m

2.2  计算锚杆直径

根据锚杆承载力与锚固力等强度原则,由式(2)确定锚杆直径[5-6]

            2

式中:d为锚杆直径,mmk为富余系数;Q为锚杆锚固力,Nσt为锚杆抗拉强度,MPa

实测数据,k1.2Q70 kNσt380 MPa,得出d18.4 mm,故可取20 mm

2.3  计算锚索长度

根据锚索的悬吊作用,由式(3)确定锚索长度[7]

        (3)

式中:La为锚索长度,mLa1为锚索锚固长度,mLa2为悬吊的不稳定岩层厚度,mLa3为托盘和锚具的厚度,mLa4为锚索外露的张拉长度,m

              4

式中:f1为锚固剂直径,mmf2为钻孔直径,mmf3为锚索直径,mml为锚固剂长度,m

由式(4)确定。工程实践表明,当用树脂锚固剂时,锚索的锚固段长度应≥1 m,当采用直径28 mm钻头,一卷CK2355锚固剂和一卷K2355锚固剂,直径21.6 mm锚索的锚固长度为1.833 m,符合要求。

根据巷道围岩情况,La21.9 mLa30.15 mLa40.25 m,考虑到顶板厚度的不均匀性,安全系数取1.2,可得La4.96 m,故锚索长度可取5 m

2.4  计算锚索排距

根据在锚杆失效的情况下,锚索所承担的岩石重量确定锚索排距,由式(5)确定[8]

              5

式中:S为锚索排距,mB为巷道宽度,mγ为上覆岩层平均重度,kN/m3K为安全系数;为单根锚索极限破断力,N

据新峪矿资料,B5.04 mγ2650 kN/m3K1.8σt1353 kN,得出S2.18 m。根据现场情况,锚索排距取1.6 m

3  原方案模拟分析

FLAC3D基于有限差分法原理的岩土体模拟软件,计算精度高、速度快,在矿山工程中得到了广泛应用[9]。利用FLAC3D对原方案的支护效果进行全面分析,为拟定优化方案提供参考。

3.1  计算模型

模型尺寸为长××=30 m×20 m×30 m,坐标原点设置在巷道圆拱圆心处,z轴取重力反方向,x轴取水平向右,y轴取巷道进深方向,如图2a)所示

模型图000

a)网格图

    支护图1

b)支护构件图

数值模型

Fig. 2  Numerical model

为准确反映巷道围岩变形,需使巷道处网格较细密,兼顾模型计算效率,使边界处网格较稀疏[10],模型有23 000个单位体,25 221个节点。用结构单元模型cableshell模拟支护构件,如图2b)所示。

巷道围岩采用摩尔-库仑模型;已挖掉的岩体采用模型[11-12]。模型底面采用位移边界条件,限制xyz三个方向的位移;四个侧面采用位移边界条件,限制各侧面法线方向的位移;顶面采用应力边界条件,即将上覆岩层重力换算为均布法向应力施加于顶面[13]

3.2  模拟结果及分析

3.2.1 位移场分析

巷道位移场分布如图3和图4所示

总位移

径向位移场

Fig.3  Radial displacement field

新ZX

水平位移场

Fig. 4  Horizontal displacement field

由位移场的分布情况可得,角部(帮部和半圆拱交界处)、两帮上部变形十分明显,是巷道的薄弱部位,应考虑加强其支护强度,控制薄弱部位变形的大小和扩展范围。

3.2.2 应力场分析

开挖后巷道由原来的三向受力变成二向受力,打破了原岩应力平衡状态,应力发生重新分布,形成如图5所示的最大主应力场。可见,巷道帮部和底板受扰动最明显,反映出这两处支护强度不足,无法保证巷道开挖后的应力均匀重分布。由于底板不方便施工,应重点加强帮部的支护,通过强帮带动强顶,改善巷道围岩应力分布。

最大主应力

最大主应力场

Fig. 5  Maximum principal stress field

 

3.2.3 塑性区分析

6显示巷道开挖后的塑性区分布情况,shear-n区域表示单元体正在发生剪切破坏,直接影响巷道的稳定性,应重点分析。由图6中可得,剪切破坏区主要分布在巷道帮部、角部、底板。说明原方案不能有效控制两帮、角部、底板的剪切破坏,已威胁到巷道的安全性,暴露了原方案的不足。

塑性区

塑性破坏区

Fig. 6  Plastic damage zone

4  巷道支护优化

4.1  提出方案

根据现场调研发现的巷道变形特征,结合原方案数值模拟时发现的问题,并考虑巷道稳定性、掘进速度、可实施性,拟定了6优化方案(表1)。

优化方案

Table 1  Optimization scheme

方案

方案描述

方案1

帮锚杆钻头Φ28 mm,每根帮锚杆用2卷锚固剂(CK2355型和Z2355型)。其他同原方案

方案2

帮锚杆Φ18 mm×2 000 mm。其他同方案1

方案3

帮锚杆Φ20 mm×2 200 mm。其他同方案1

方案4

顶锚杆Φ20 mm×2 200 mm。其他同方案3

方案5

锚索采用二一支护形式,一是在巷道顶板中点布置一根锚索;二是正顶中线左右1.5 m各一根锚索,两种支护形式相距1.6 m。其他同方案4

方案6

顶锚杆和帮锚杆Φ22 mm×2 200 mm。其他同方案5

 

4.2  结果分析

利用FLAC3D分别对上述6种优化方案进行数值模拟计算,结果见表23

2  巷道变形量

Table 2  Roadway deformation

方案

顶板/mm

左帮/mm

右帮/mm

底板/mm

原方案

52.944

44.156

45.411

21.924

方案1

52.909

43.490

44.670

21.934

方案2

52.747

42.571

43.545

21.935

方案3

52.581

41.688

42.522

21.945

方案4

52.771

41.648

42.458

21.939

方案5

52.807

41.674

42.479

21.940

方案6

52.527

41.285

42.256

21.949

 

3  巷道变形幅度

Table 3  Roadway deformation range

方案

顶板变化幅度/%

左帮变化幅度/%

右帮变化幅度/%

底板变化幅度/%

方案1

0.066

1.508

1.632

0.046

方案2

0.372

3.590

4.109

0.050

方案3

0.686

5.589

6.362

0.096

方案4

0.327

5.680

6.503

0.068

方案5

0.259

5.621

6.457

0.073

方案6

0.788

6.502

6.948

0.114

为了加强巷道帮部和角部的支护,提出了方案1、方案2、方案3。方案1考虑到锚杆钻头直径、锚杆直径、锚固剂直径的合理匹配,将三径比由421637改为281623,增加锚固段长度和锚固力。方案2和方案3分别用Φ18 mm×2 000 mmΦ20 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢锚杆代替圆钢锚杆,达到了增加杆体强度、锚固段长度、锚固深度的三重效果。结果显示,方案1、方案2、方案3有效控制了巷道围岩的整体变形,尤其水平位移减少的幅度最明显,顶板变形也有一定改善。

在保证巷道稳定性的前提下,考虑施工速度和施工成本,提出方案4和方案5。结果显示,方案4比方案3的顶板位移略微增大,水平位移由于顶板和角部、帮部的耦合作用反而有所减小。方案5方案4围岩变形略有增大,但变化幅度相对很小;比原方案则不仅大幅减少了水平位移,改善顶板,提高巷道稳定性,而且降低了施工成本,加快了掘进速度。故方案5为最优方案。

由于现阶段新峪矿只有Φ22 mm×2 200 mm的左旋螺纹钢锚杆,考虑到可实施性,在方案5的基础上,提出方案6。结果显示,方案6有效地控制了巷道的变形,水平变形比原方案大幅减小,顶板也得到一定的改善,底板变形略微增大,保证了巷道安全性。因此,将方案6称为新实施方案。

5  现场应用

新实施方案应用于第二轨道巷。为与原方案进行对比,同时检验新实施方案的适用性,布置Y1#Y2#Y3#3组监测断面,其中Y1#Y2#断面为原方案监测断面,Y3#新实施方案监测断面。每组断面设置三根测杆,A测杆位于圆拱顶点,B测杆、C测杆均位于帮部与半圆拱交界处,如图7所示。

8记录了巷道随时间增长而变形的过程。巷道变形基本分为三阶段,初始高速变形阶段、过渡阶段和基本稳定阶段。

监测断面布置图

Fig. 7  Layout of monitoring section

 

顶板变形

a)顶板变形曲线图

左帮变形

b)左帮变形曲线图

右帮变形

c)右帮变形曲线图

巷道变形曲线

Fig. 8  Roadway deformation curve

在初始高速变形阶段,巷道变形曲线斜率较大,此阶段的变形占据整个变形量的大部分。过渡阶段是承接高速变形阶段之后顶板逐步趋于稳定的过程,本阶段围岩位移继续增长,但速度放缓,直至基本稳定。基本稳定阶段即巷道基本不再发生较大变形的阶段。

由图8可见,Y3#断面在巷道变形前二阶段的持续时间均少于Y1#断面、Y2#断面相应的时间,而且变形量均小于Y1#断面、Y2#断面相应的变形量。说明实施新方案支护效果明显优于原方案,有效控制了巷道各阶段的变形量,提高了巷道稳定性。

6   

1)由于大断面巷道开挖后,应力发生重分布,帮部和角部(帮部和半圆拱交界处)变形严重,成为支护的关键部位,故应加强帮部和角部的支护强度,以保证巷道整体稳定性。

2)影响巷道支护强度的关键因素是三径比和锚杆长度。设计合理的三径比以增加锚固长度,通过合理的锚杆长度增加锚固深度,能大幅提高锚杆锚固力,改善巷道支护效果

3)新峪矿第二轨道巷现场支护试验表明,实施新方案改善了围岩应力状态,有效控制了巷道围岩变形,提高了巷道的安全性。研究结果为类似条件巷道支护设计提供了思路。

参考文献

[1] 严红,何富连,徐腾飞. 深井大断面煤巷双锚索桁架控制系统的研究与实践[J]. 岩石力学与工程学报,201231(11): 2248-2257.

YAN Hong, HE Fulian, XU Tengfei. Study of double-cable-truss controlling system for large section coal roadway of deep mine and its practice[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2012, 31(11): 2248-2257.

[2] 张日林,王家臣,朱建明. 大断面托顶煤巷道支护参数优化研究[J]. 中国矿业,201221(12): 96-99.

ZHANG Rilin, WANG Jiachen, ZHU Jianming. Research on the supporting parameter optimization for the supporting top coal of the large section tunnel[J]. China Mining Magazine, 2012, 21(12): 96-99.

[3] 何满潮. 中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[M]. 徐州:中国矿业大学出版社,1996.

[4] 郭占祥. 高应力软岩巷道支护技术研究[D]. 青岛:山东科技大学,2008.

 [5] 袁和生. 煤矿巷道锚杆支护技术[M]. 北京:煤炭工业出版社,1997.

[6] 胡文强. 锚梁网联合支护技术在急倾斜薄煤层中的应用[J]. 中国煤炭,200935(12): 51-53.

HU Wenqiang. Application of bolt-beam-mesh combined support technology in steeply inclined thin coal seams[J]. China Coal, 2009, 35(12): 51-53.

[7] 薛道成. 大断面软岩巷道支护加固技术研究[J]. 中国矿业,201019(5): 50-54.

XUE Daocheng. Research on large section soft rock roadway supporting and strengthening technology[J]. China Mining Magazine, 2010, 19(5): 50-54.

[8] 何满潮,孙晓明. 中国煤矿软岩巷道工程支护设计与施工指南[M]. 北京:科学出版社,2004.

[9] 单仁亮,孔祥松,孔祥娅. 马兰矿煤巷锚杆支护优化设计与数值模拟[C]//2届全国工程安全与防护学术会议论文集(上册). 北京:中国岩石力学与工程学会,2010.

[10] 周传波,郭廖武,姚颖康,等. 采矿巷道围岩变形机制数值模拟研究[J]. 岩土力学,200930(3): 654-658.

ZHOU Chuanbo, GUO Liaowu, YAO Yingkang, et al. Numerical simulation of wall rock deformation mechanism of mining tunnel[J]. Rock and Soil Mechanics, 2009, 30(3):654-658.

[11] 陈育民,徐鼎平. FLAC/FLAC3D基础与工程实例[M]. 北京:中国水利水电出版社,2008.

[12] 王金华. 全煤巷道锚杆锚索联合支护机理与效果分析[J]. 煤炭学报,201237(1): 1-7.

WANG Jinhua. Analysis on mechanism and effect of rock bolts and cables in gateroad with coal seam an roof[J]. Journal of China Coal Society, 2012, 37(1): 1-7.

[13] 杨仁树,朱衍利,吴宝杨,等. 大倾角松软厚煤层巷道优化设计及数值分析[J]. 中国矿业,201019(9): 73-77.

YANG Renshu, ZHU Yanli, WU Baoyang, et al. Numerical analysis and optimization design of large angle soft thick coal seam roadway[J]. China Mining Magazine, 2010, 19(9): 73-77.

 

 

 


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基金项目国家自然科学基金委员会与神华集团有限公司联合项目资助(编号:51134025);中央高校基本科研业务费专项基金项目资助(编号:2010YL09);中国矿业大学(北京)博士研究生拔尖创新人才培育基金资助

第一作者简介单仁亮(1964—),男,博士,教授,博士生导师,主要从事岩土工程方面的教学与研究工作,E-mailsrl@cumtb.edu.cn

通讯作者简介:孔祥松(1985—),男,汉族,河北保定人,博士研究生,主要从事岩土工程方面的研究工作,E-mailkxscumtb@163.com

引用格式:单仁亮,孔祥松,李斌,等. 大断面直墙半圆拱巷道支护设计与优化[J]. 中国矿业,■■■■,■■(■■): - . doi10.12075/j.issn.1004-4051. ■■■■. ■■. ■■

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