摘要：隆華煤業(yè)二采區(qū)開拓巷道皆布置在煤層中，相較于一采區(qū)巷道圍巖地質情況發(fā)生了變化。為確保在錨桿支護參數(shù)在現(xiàn)場應用的科學有效，運用懸吊理論，計算了錨桿長度、間排距等參數(shù)的理論數(shù)值，并采取FLAC3D數(shù)值模擬的方法，得出了不同埋深、錨桿長度、錨桿間排距參數(shù)影響，巷道圍巖應力、塑形區(qū)演化規(guī)律，確定了錨桿設計方案，并給出了支護建議，經(jīng)現(xiàn)場驗證方案可行，巷道穩(wěn)定效果良好。

關鍵詞：懸吊理論 埋深 錨桿長度 錨桿間排距 數(shù)值模擬

中圖分類號：TD31

Simulation Study on Bolting Support Parameters of Coal Seam Roadway in Heshun Longhua Coal Industry No.2 Mining Area

HUANG Huan

Handan Mining Group Co.， Ltd. of Jizhong Energy Group， Handan， Hebei Province， 056000 China

Abstract： The opening tunnels in the second mining area of Longhua Coal Industry are all arranged in the coal seams， which has changed the geological conditions of the surrounding rock compared to the tunnels in the first mining area. In order to ensure the scientific and effective application of bolting parameters in the field， the theoretical values of bolt length， row spacing and other parameters are calculated by using Suspension theory， and the FLAC3D numerical simulation method is adopted to obtain the evolution law of stress and plastic zone of tunnel surrounding rock under the influence of different buried depth， bolt length and row spacing parameters， the anchor18rgbOpG+MGZuqsiq3FCAJ61+C18Nm/dA8CvZn6L6cc= design scheme is determined， the bolting proposal is also given. It is proved that the scheme is feasible and the stability effect of tunnel is good.

Key Words： Suspension theory; Burial depth; Bolt length; Row distance between bolts; Numerical simulation

相關研究表明，理論計算和數(shù)值模擬是煤礦巷道錨桿支護選擇的重要手段，故本文以和順隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山作為工程背景，二采區(qū)膠帶下山作為開拓大巷，布置在煤層中且埋深環(huán)境相較一采區(qū)層位巷道存在差異，故巷道錨桿支護參數(shù)的科學選取依據(jù)是煤礦安全生產的重要保障[1]。通過理論計算與數(shù)值模擬的相互論證，探討錨桿支護設計方案的合理性及相關支護建議，并實時監(jiān)測現(xiàn)場方案的支護效果。該研究成果大大降低了隆華煤礦生產的安全風險，提高了經(jīng)濟效益，同時為后期巷道支護參數(shù)的選取提供了參考。

1 工程概況

和順隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山沿15號煤層底板布置，位于+1030 m～+1190 m水平，與一采區(qū)膠帶大巷埋深相差近200 m，15號煤厚5.69 m，二采區(qū)膠帶下山頂板拖煤2.09 m，老頂為K2灰?guī)r相對較硬，完整性較好。底板為泥巖，性質相對穩(wěn)定。巷道寬度為4.4 m，巷道高度為3.6 m，采用錨桿支護，具體支護參數(shù)為：錨桿規(guī)格為Ф18 mm×2000 mm，間排距為800 mm×800 mm。由于埋深等參數(shù)發(fā)生變化，故對二采區(qū)膠帶下山錨桿支護參數(shù)重新進行理論計算。

2 錨桿參數(shù)理論計算

2.1 錨桿長度確定

頂錨桿通過懸吊作用，幫錨桿通過加固幫體作用，達到支護效果的條件，應滿足：

式（1）中：L為錨桿總長；L1為錨桿外露長度，單位為m；L2為有效長度，單位為m；L3為錨入巖石深度，單位為m；

普氏免壓拱高：

煤幫破碎深度：

式（2）、式（3）中：B、H分別為巷道掘進跨度和高度，B=4400 mm，H=3600 mm；fd為頂板巖石普氏系數(shù)，fd取3；Wb為兩幫圍巖的內摩擦角。

根據(jù)上述公式計算得出：頂錨桿Ld≥1827.7 mm，幫錨桿Lb≥1283.1 mm。

依據(jù)上述公式計算可知，二采區(qū)膠帶下山原方案選取的直徑為Ф18 mm，長度為2 000 mm的頂錨桿和幫錨桿能滿足設計要求[2]。

2.2 錨桿間排距的確定

2.2.1由懸吊理論分析設計錨桿間排距

當錨桿間排距相等時，即a＝a1＝a2，則間排距為：

式（5）中：a為錨桿間排距，單位為m；Q為錨桿錨固力，單位為kN；K為安全系數(shù)，一般取1.5～2；L2為錨桿有效長度，不小于不穩(wěn)定巖層的厚度，單位為m；γ為不穩(wěn)定巖層平均容重，單位為kN/m3。

（1）根據(jù)隆華公司錨桿錨固力要求，直徑為18 mm、長度2 m的錨桿錨固力要求達到130 kN。（2）直徑為18 mm、長度為2 m的錨桿有效長度。

式（6）中：L為錨桿總長度；L1為錨桿外露長度（一般取0.05 m）；L4為錨桿錨固長度。

通過以上數(shù)據(jù)得出：a=1.51 m。

2.2.2由自然平衡拱理論分析設計錨桿間排距

式（7）中：為錨桿間排距，單位為m；Z為錨桿錨入自然平衡拱范圍之外的額外深度，取0.5 m；a為巷道的半跨度，單位為m；b為頂板巖層的破壞深度，單位為m。

（1）巷道寬度取5.0 m，則半跨度為2.5 m。

（2）圍巖松動圈冒落高度

通過以上數(shù)據(jù)得出：

2.2.3由加固拱理論分析設計錨桿間排距

研究表明，加固拱厚度、錨桿長度與錨桿間排距有以下近似關系：

式（8）中：L為錨桿有效長度，直徑18 mm錨桿取2 m；b為加固拱厚度，取值0.8 m；為錨桿在圍巖中的控制角，一般取45°；a為錨桿間排距，單位為m。

通過以上數(shù)據(jù)得出：a＝1.6 m。

綜合上述計算，確定錨桿間距及排距不得大于1.3 m，二采區(qū)膠帶下山支護排距最大 0.8 m<1.3 m，滿足支護要求。

3 巷道支護參數(shù)數(shù)值模擬分析

根據(jù)二采區(qū)膠帶下山基本情況，采用FLAC3D軟件進行不同錨桿支護參數(shù)情況的數(shù)值模擬，分別研究埋深、錨桿長度和錨桿間排距對巷道圍巖應力分布的影響，確定最佳的錨桿支護參數(shù)[3]。

3.1 埋深

二采區(qū)膠帶下山位于+1030～+1190水平，以等高線每下降50 m為一個工況對下山巷道進行數(shù)值模擬計算。分別建立等高線為+1180 m、+1130 m、+1080 m、+1030 m四種埋深下的二采區(qū)膠帶下山巷道數(shù)值計算模型。

根據(jù)不同埋深二采區(qū)膠帶下山塑性區(qū)云圖表明。未經(jīng)采動的煤巖體，在巷道開掘以前通常處于彈性變形狀態(tài)，開挖使原巖應力重新分布，二采區(qū)膠帶下山圍巖開始產生破壞，隨著埋深逐步增加，塑性區(qū)范圍進一步擴大，從+1 180 m等高線至+1 030 m等高線，塑性區(qū)范圍從平均1 m擴大到2 m，當埋深增加至+1 030 m時，蝶形破壞特征最明顯，受最大水平主應力的作用，圍巖塑性破壞主要出現(xiàn)在巷道四個角。當?shù)雀呔€從+1 180 m降低至+1 130 m，塑性區(qū)擴展范圍不大。但當?shù)雀呔€從+1 080 m降低至+1 030 m，塑性區(qū)擴展范圍急劇增加，由于埋深的增加巷道破壞程度突增。同樣，巷道底板破壞受埋深增加的影響不大，此處分析的主要原因是由于底板較硬。但巷道兩幫破壞受埋深影響較大[4]。

3.2 錨桿長度

分析錨桿長度分別為1 800 mm、2 000 mm、2 200 mm時圍巖變形受力特征。從圍巖塑性區(qū)可以看出，隨著錨桿長度增加，圍巖塑性區(qū)發(fā)育范圍逐漸縮小，圍巖塑性區(qū)發(fā)育范圍縮小位置主要為頂板。隨著錨桿增長，更容易形成穿層支護。此外當錨桿從1 800 mm增長到2 200 mm，巷道兩側底角塑性區(qū)破壞范圍也得到了改善，從塑性區(qū)范圍1 m縮小到了0.5 m。由此可見，錨桿長度增加可降低隆華煤礦二采區(qū)膠帶下山的破壞范圍[5]。

當錨桿從1 800 mm增長到2 200 mm時，從圍巖垂直應力分布可以看出，隨著錨桿長度增加，雖然圍巖垂直應力分布范圍變化不大，但是圍巖垂直應力集中程度逐漸降低，當錨桿長度為1 800 mm時，圍巖最大垂直應力為8.96 MPa；當錨桿長度為2 000 mm時，圍巖最大垂直應力為8.81 MPa；當錨桿長度為2 200 mm時，圍巖最大垂直應力為8.72 MPa。由此可見，錨桿長度增加可降低隆華煤礦二采區(qū)膠帶下山的垂直應力集中程度，但影響較小，使用2 000 mm的錨桿即可滿足要求。

當錨桿從1 800 mm增長到2 200 mm時，從圍巖水平應力分布可以看出，隨著錨桿長度增加，圍巖水平應力分布范圍變化不大，但圍巖水平應力集中程度逐漸降低，當錨桿長度為1 800 mm時，圍巖最大水平應力為18.27 MPa；當錨桿長度為2 000 mm時，圍巖最大水平應力為16.71 MPa；當錨桿長度為2 200 mm時，圍巖最大水平應力為15.76 MPa。與錨桿長度為1 800 mm時的圍巖最大水平應力對比，當錨桿長度增加到2 000 mm時，圍巖最大水平應力降幅為8.56%；與錨桿長度為2 000 mm時的圍巖最大水平應力對比，當錨桿長度增加到2 200 mm時，圍巖最大水平應力降幅為13.74%。由此可見，錨桿長度增加可降低隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山的水平應力集中程度。

3.3 錨桿間排距

以隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山支護參數(shù)為例，研究隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山的錨桿間排距對巷道圍巖控制效果。

根據(jù)模擬結果可知，隨著錨桿間排距不斷增大，圍巖破壞范圍同樣隨之增加。當錨桿間排距為700 mm×700 mm時，錨桿在一定范圍內形成了明顯的壓應力區(qū)，圍巖頂板形成了面積大且整體性良好的壓應力區(qū)，由此可見在此支護方案下，錨索支護效果良好，相鄰排錨桿對圍巖產生了很強的支護作用；當錨桿間排距為800 mm×800 mm時，相較于間排距為700 mm×700 mm的布置方式，錨桿支護的圍巖一定范圍內的壓應力區(qū)依舊顯著，形成的壓應力區(qū)沒有明顯的減弱，因此，在此方案支護作用下，錨索錨固效果依舊良好，相鄰排錨索對圍巖的支護作用仍然很強；當錨桿間排距為900 mm×900 mm時，錨桿仍存在一定范圍的壓應力區(qū)，但相較于前兩種支護方案而言，這種支護方案壓應力區(qū)有所降低[6]。因此，綜合分析采用800 mm×800 mm錨桿間排距即可滿足安全要求。

4 現(xiàn)場實踐

經(jīng)過上述理論計算和數(shù)值模擬分析，隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山錨桿長度、間排距可選用2 m及800 mm×800 mm，即可滿足安全要求，在掘進過程中沿二采區(qū)膠帶下山每掘進100 m在頂?shù)装搴拖飵臀灰茰y站進行監(jiān)測巷道頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬ξ灰谱冃瘟俊?/p>

掘進500 m后巷道位移基本趨于穩(wěn)定，頂?shù)装逡平孔畲鬄?2 mm，兩幫移近量最大為25 mm。由現(xiàn)場實測情況看出，該支護方案滿足安全生產要求，具有較強的應用價值與參考價值。

5 結論

（1）針對隆華煤業(yè)二采區(qū)膠帶下山基本情況進行了錨桿支護參數(shù)理論計算，得出頂錨桿的長度應大于等于1 827.7 mm，幫錨桿長度應大于等于1 283.1 mm。選取的直徑Ф18 mm長度2 000 mm的頂錨桿和幫錨桿能滿足設計要求。

（2）采用FLAC 3D軟件模擬了錨桿長度為1 800 mm、2 000 mm和2 200 mm和錨桿間排距為700 mm×700 mm、800 mm×800 mm、900 mm×900 mm對巷道圍巖應力分布的影響。其中隨著錨桿長度的增加水平應力集中程度降低，垂直應力集中變化程度較??；隨著錨桿間排距的增大，巷道塑性區(qū)范圍變化不大，700 mm×700 mm與800 mm×800 mm間排距的壓應力區(qū)較為顯著，支護效果較好，900 mm×900 mm間排距壓應力區(qū)較小。綜上采用錨桿長度為2 000 mm，錨桿間排距為800 mm×800 mm。

（3）對支護方案進行現(xiàn)場監(jiān)測，掘進500 m后趨于穩(wěn)定，經(jīng)監(jiān)測該支護方案支護效果較好，能夠滿足巷道安全生產和服務周期要求。

參考文獻

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