２０１２年第４期 童娃晨科技 １２７ 深部矿井巷道支护参数优化可行性分析 郑海建 ，李正刚。 （１．淄博矿业集团唐１３＇煤业公司，山东济宁２７２０５５；２．辽宁工程技术大学矿业学院，辽宁阜新１２３０００） 摘要该文为解决唐口矿南部轨道大巷矿压显现强烈、应力集中、巷道支护困难等问题，通过理论计算和数值模拟的方法对支护参数进行优 化设计分析，为深部矿井巷道支护形式和支护参数的选择提供了重要的理论依据。 关键词 深部矿井 高应力 ＦＬＡＣ可行性 中图分类号ＴＤ３５３ 文献标识码Ａ Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｓｏｌｖｅ ｔｈｅ ｈｉｇｈ ｍｉｎｅ ｐｒｅｓｓｕｒｅ、ｔｈｅ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｉｆｉｃｕｌｔｉｅｓ ｉｎ ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｉｎ ｔｈｅ ｓｏｕｔｈｅｒｎ ｔａｉｌ ｏｆＴａｎｇＫｏｕ Ｍｉｎｅｔｈｉｓ ｐａ－ ，ｐｅｒ ｄｅｓｉｇｎ ａｎｄ ｎａａｌｙｓｉｓ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｂｙ ｔｈｅ ｍｅｔｈｏｄ ｏｆ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｃａｌｃｕｌａｔｉｏｎｓ ａｎｄ ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ．Ａｎｄ ｉｔ ｐｒｏｖｉｄｅｓ ａｎ ｉｍｐｏｒｔａｎｔ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ｂａｓｉｓ ｆｏｒ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｔｙｐｅ ａｎｄ ｓｕｐｐｏｒｔ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ Ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ ｔｈｅ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅ ａｌｌ ｏｆ ｔｈｅ ｗｏｒｌｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｄｅｅｐ ｍｉｎｅ ｈｉｇｈ ｓｔｒｅｓｓ ＦＬＡＣ ｆｅａｓｉｂｉｌｉｔｙ 唐１：３煤业公司南部轨道大巷位于一９９０ｍ水平，目 南部轨道大巷在优化设计前后主要支护参数变化 前已经施工３７５０ｍ，该巷道东、南面为实煤区，西面 对比见表２，其中锚杆采用２支树脂药卷端头锚固；锚 ４０ｍ处为正在掘进的南部胶带大巷。垂直上下方各煤 索采用３支树脂药卷端头锚固。 层均未开采。 优化设计前采用ｑ）２０ Ｘ ２４００ｍｍ的２０ＭｎＳｉ无纵筋螺纹 １ 巷道概况 钢锚杆，间排距８００ Ｘ ｌＯ００ｍｍ；弓型棚采用梯形钢带制 作，外半径３１００ Ｆｉｌｍ、弧长４８００ ｍｍ（５孔，中间３孔间 南部轨道大巷位于３上煤层顶板砂岩中，平均抗 距８５０ ｍｍ，两侧孔距１２５０ ｍｍ），每架弓型棚打设５棵 压强度为３０ＭＰａ，属二类顶底板。该大巷与３上煤层 长度为４２００ｍｍ的锚索线，锚索排距为１０００ ｍｍ；肩窝 距离２～８０ｍ。岩层倾角３。～５。，平均角度４。；顶板为 及墙部顺巷道方向布置梯形钢带。 粉砂岩，成分以石英长石为主，泥质胶结，直立裂隙发 优化设计后采用＠２２ Ｘ ２４００ｍｍ左旋高强螺纹钢 育，且被方解石充填，普氏系数为ｆ＝３～５。南部轨道 锚杆，间排距８００×１０００ｍｍ；锚索与锚杆纵向间隔布 大巷中部经过ＤＦ１５断层（Ｈ＝２２ｍ，／＿＿７１。）后煤层逐渐 置。全断面共布置ｌ２棵锚索，锚索排距为１０００ｍｍ。 抬高，使巷道在３上煤层底板砂岩中掘进，底板以粉砂 表２优化设计前后主要支护参数变化对比表 岩、中砂岩为主，平均抗压强度为４０ＭＰａ左右，属较稳 ＼名称 优化设计前支护参数 优化设计后支护参数 定顶底板，里段大巷与３上煤层距离０～１０５ｍ，局部将 项目＼ 锚杆 锚索 锚杆 锚索 揭露三灰。南轨大巷岩体的煤岩力学参数如表１。 直径中（ｍｍ） ２０ １７．８ ２２ １７．８ 长度Ｌ（ｍｍ） ２４０ｏ ４２００ ２４０ｏ ６２０ｏ 表１煤岩力学参数 锚固力（ｋＮ） １０５ ２０ｏ １２５ ２０ｏ 岩性名称 密度 抗拉强度 内摩擦角 弹性模量 粘聚力 泊松比 间排距 ８ｏｏ×１ｏｏ０ １２５０×１０ｏｏ ８００×１ｏｏＯ １２ｏｏ×１Ｏ００ （ｋｇ／ｍ ） （ＭＰａ） （。） （ＭＰａ） （ＭＰａ） （ｍｍ×ｍｍ） 老顶 砂岩层 ２６７１ ４．Ｏ５ ２７．５ ３９２２０ ２３．６ ０．１７ 直接顶 粉砂岩 ２５７６ ５．８６ ３４．４ ７８３４Ｏ ２４．４ ０．２８ 煤层 ３上煤 １３７８ ０．８８ ２３ １ｌ０２Ｏ ８．４ ０．４３ ３数值模拟及结果分析 直接底 粉砂岩 ２６０９ ４．３３ ２６．５ ３６ ０ ２２．４ ０．３１ 老底 中砂岩 ２６２７ ４．４ｌ ２５．７ ３８５６０ ２１．６ ０．２９ 通过ＦＬＡＣ数值模拟分析不同支护参数条件 下，巷道围岩应力、顶底板变化位移量、两帮移近量。 ２巷道支护参数 模拟过程中用到的煤岩力学参数如表１所示。根据 采区实际地质情况，计算范围确定为：上边界为标高 一｝收稿日期：２０１１—１２—０７ ９１０ｍ处，下边界为标高一ｌＯ００ｍ处，横向取 作者简介：郑海建（１９８４一）男，大学本科，毕业于辽宁工程技术大学 ３００ｍ。因为南轨巷道距离其他巷道较远，在分析时 采矿专业，现任淄矿集团唐口煤业公司开拓一队技术员，助理工程师。 只单独分析南部轨道大巷巷道本身应力变化。 ［２］钱鸣高．２０年来采场围岩控制理论和实践的回顾． 究．煤矿设计，１９９８，（６）：１０～１２ 中国矿业大学学报，２０００，１９（１）：１～４ ［５］张百胜等．极近距离煤层回采巷道合理位置确定 ［３］武忠，李日官．极近距离煤层回采巷道布置研究． 方法探讨．岩石力学与工程学报，２００８，２７（１）：９７～１００ 煤矿开采，２００２，（２）：４１～８１ ［６］高玉龙．采空区下近距离煤层巷道掘进中的矿压 ［４］李化敏．下分层近距离煤层回采巷道布置问题研 控制．内蒙古石油化工，２００８（１３）：４５～４６ １２８ 东瞧晨舛ｌ枝 ２０１２年第４期 ３．１ 优化参数前后围岩应力分析 歼挖后按照优化前后两种支护参数进行支护， 得出优化前后巷道同岩应力等值线图分别如图１、 图２所示。 图１ 围岩应力等值线图（优化支护前） 图２ 围岩应力等值线图（优化支护后） 由图１、图２可以明显看出巷道围岩应力的巨 大变化，尤其是锚索的悬吊作用明显。但由图１可 以明显的看到锚杆的作用并不明显，这是因为锚杆 的预紧力不够，使得锚索、锚杆受力不匹配，导致锚 索过早的被破坏、拉断而失效，进而导致整个巷道失 稳。这也导致ｒ巷道开挖后锚杆不能立即起作用， 需要过一段时间锚杆才能吃力起到锚固作用，这段 时间内锚索破坏与锚杆不能形成一个锚固联合体。 图２显示了优化后锚杆、锚索相互匹配的应力等值 线，锚杆的砌固作用和锚索的悬吊作用共同形成了 一个联合支护体系，维护了巷道的稳定。 ３．２优化参数前后顶底板、两帮位移分析 通过ＦＬＡＣ软件的计算分别在巷道顶板、底板、 左帮、右帮埋设测线，从原岩应力平衡状态到巷道开 挖、支护，最终巷道围岩稳定达到新的平衡，分别记 录巷道顶底板和两帮的位移，并绘制成曲线如图３、 图４所示。 通过图３图、４可以得出，参数优化前巷道顶板 巷道宽度／ｍ 图３优化前后顶底板位移曲线图 图４优化前后两帮位移曲线图 下沉量和底板底鼓量分别为２１ ｍｍ、４５ｍｍ，左右帮移 近量分别为３４ｍｍ、３２ｒａｍ；参数优化后巷道顶板下沉 量和底板底鼓量分别为１６ｍｍ、４１ ｍｍ，左右帮移近量 分别为２８ｍｍ、２５ｍｍ。优化后的支护方式与优化前 支护方式相比较而言顶底板移近量分别减少５ｍｍ 和４ｍｍ，左右帮移近量分别减少６ｒａｍ和７ｍｍ。两 种支护方式在控制底板底鼓量方面差距较小，但优 化后的支护方式在控制顶板下沉和两帮位移方面有 明显的优势，这是因为优化支护参数后锚杆的作用 得到明显体现，锚杆、锚索形成一个联合加固拱，使 得裸巷在支护后围岩立刻得到有效控制，有效抑制 了巷道围岩变形。 ４ 结论 本论文利用ＦＬＡＣ软件讨论了不同支护参数作 用下的巷道稳定性和可行性，通过直观的应力等值 线图、位移变化曲线进行分析比较，结果表明，支护 参数的变化对顶板位移和应力分布的影响具有非线 性特征，优化后的参数能够有效的控制南部轨道大 巷围岩变形，维持巷道稳定。为整个矿井安全高效 生产提供有力保障，也为同类矿井支护参数优化的 可行性分析提供了有益的参考。 参考文献： ［１］陆土良，付国彬．采动巷道岩体变形Ｌｊ锚杆锚围力变化规律［Ｊｊ． 中国矿业大学学报，１９９９，（３）：２０１～２０３ ［２］刘波，韩彦辉．ＦＬＡＣ原理实例与应用指南．人民交通出版利＝， ２ｏｏ５ 【３］董方庭，郭志宏．巷道围岩松动圈支护理论【Ｃ］．中国ＣＳＲＭ软岩 工程专、 委员会第二届学术论文集：５２～６０．
