220602回风顺槽支护优化及数值模拟研究.pdf

922023 年第 8 期收稿日期 2023-01-06作者简介 赵俊杰（1987），男，宁夏银川人，2008 年毕业于湖南科技大学矿业工程专业，本科，工程师，现于国能宁煤公司金凤煤矿从事技术管理工作。220602 回风顺槽支护优化及数值模拟研究赵俊杰 武振国 胡亚军（国家能源集团宁夏煤业公司，宁夏 灵武 750410）摘 要 针对石槽村煤矿 220602 回风顺槽合理支护方案选取问题，采用理论分析与数值模拟等方法，建立FLAC3D模型对三种不同支护参数的方案进行模拟。分别分析巷道顶板和两帮的围岩受力变形特征及规律，并从经济与技术角度对多个方案进行对比，最终确定第 1 组优化方案即增大原顶板支护间排距，加长帮部锚杆，缩小间排距可在确保煤巷支护安全的前提下，减少 12.6%的支护材料。关键词 巷道；支护；优化中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2023.08.031Support Optimization and Numerical Simulation Research of the 220602 Return Air ChannelZhao Junjie Wu Zhenguo Hu Yajun(National Energy Group Ningxia Coal Industry Company,Ningxia Lingwu 750410)Abstract:Aiming at the selection of reasonable support schemes for the 220602 return air channel in Shicaocun Coal Mine,theoretical analysis and numerical simulation methods are used to establish a FLAC3D model to simulate three different support parameters.The stress deformation characteristics and laws of the roadway roof and surrounding rock on both sides are analyzed,and multiple schemes are compared from economic and technical viewpoint.Finally,the first group of optimization schemes is determined,which is to increase the spacing between the original roof support rows,extending the side anchor rod and reducing the spacing between rows can reduce the support material by 12.6%while ensuring the safety of coal roadway support.Key words:roadway;support;optimization赵俊杰等：220602 回风顺槽支护优化及数值模拟研究随着煤矿开采深度不断加大，软岩巷道支护困难的问题长期困扰矿井正常生产接续1。国内外学者从软岩巷道的变形特征2、影响因素3、数值模拟4、现场实测、支护技术5等方面进行研究，由于各矿工程条件复杂性和差异性，采用的支护技术也不相同。以石槽村煤矿 220602 工作面回风顺槽为背景，采用 FLAC3D数值模拟分析现有支护方案支护效果，为类似巷道支护工程提供借鉴与参考。1 工程背景石槽村煤矿开采的 220602 工作面所处煤层为井田内 6 煤层，均煤 4.9 m，平均垂深 516.5 m。煤层结构简单，属稳定煤层。工作面范围内上距 2-2煤底板约 140 m，下距 10 煤顶板约 40 m。煤岩层倾角 2 18。220602 回风顺槽为直墙半圆拱形断面，掘进断面积 17.61 m2。巷道采用锚杆、锚索以及喷射混凝土联合支护。如图 1。图 1 原巷道支护断面（mm）2 现有支护方案模拟2.1 应力分析由图 2 可知，巷道左右帮的最大 z 向应力均为15.9 MPa，巷道的顶底板出现拉应力，顶板和底板壁的最大应力为 0.5 MPa，远离顶、底板壁的应力932023 年第 8 期赵俊杰等：220602 回风顺槽支护优化及数值模拟研究为5 MPa左右。相对于原始地应力12.8 MPa小很多，说明顶板发生较大应力释放，出现松动圈。巷道底板的 z 向应力约为 1.14 MPa，影响范围约在底板以下 2 m，比顶板应力释放区大，易出现反拱。顶板壁的最大x向应力为2 MPa，底板壁的最大应力为1.7 MPa，两帮的最大应力为 5.7 MPa，对称分布。（a）z 向应力分布云图（b）水平应力分布云图图 2 回风顺槽应力分布云图2.2 位移分析由图 3 可以看出，在支护状态下，位移主要集中在巷道的顶底板且基本呈对称分布，其中顶板最大下沉量 107 mm，底板最大位移 50 mm。随着距离巷道中心距离的增加，位移量逐渐减小。水平方向位移集中在巷道两帮，两帮处的水平位移最大，均为 69 mm，成对称分布状态，方向指向巷道。（a）z 向位移分布云图（b）水平位移分布云图图 3 回风顺槽位移分布云图2.3 塑性区由图 4 可以看出，开挖支护后巷道围岩发生塑性变形，巷道围岩破坏为剪切破坏。塑性区主要分布在两帮和顶板处，巷道两帮比顶板塑性区范围大，顶板塑性区域约为 0.5 m，两帮塑性区约 2.5 m。2.4 效果分析现有支护体系下巷道顶板、两帮的位移量、应力释放和塑性区均较小，说明顶板支护强度满足要求、帮部当前支护强度较弱。图 4 回风顺槽围岩塑性区分布云图3 优化方案模拟3.1 支护理论验算1）锚杆长度 L 验算 L=KH+L1+L2 （1）经计算得 L=2.2 m，即拱部使用 L=2.5 m 螺纹钢锚杆能满足支护要求。2）锚杆间、排距计算自然平衡拱理论分析设计锚杆间排距 s 计算公式为：()ab ZsZab+=（2）经计算得s1.13 m，即锚杆间排距应不大于1.1 m1.1 m。3）锚杆直径 d 计算 t4Qd （3）经计算得 d顶 18.1 mm，即顶锚杆直径应不小于 18.1 mm。d帮 18.17 mm，即帮锚杆直径应不小于 18.17 mm。4）拱部锚索长度 L 计算 L La+Lb+Lc （4）经计算得 L 3.2 m，即根据巷道实际条件及矿方常用锚索长度应不小于 3.2 m。锚索数目 N 计算公式为：NKW/P断 （5）计算得：N 1.58，即需要 2 根锚索，间距（弧长）不大于 4 m。锚索排距 L 计算公式为：L nF2/BH-（2F1sin）/L1 （6）经计算得L4.03 m，即锚索间距不大于4 m。5）根据普氏自然平衡拱理论确定帮部锚杆锚杆长度 L 计算公式为：L L1+L2+L3 （7）计算得L1.8 m，即帮部锚杆长度应大于1.8 m。3.2 优化支护方案一优化支护方案一的支护参数为：顶板为长 8300 mm、直径为 22 mm 的锚索，间排距为 1600 mm（每942023 年第 8 期排 3 根）2000 mm，加上长 2500 mm、直径为 22 mm 的锚杆，间排距为 1000 mm1000 mm。两帮为长 2000 mm、直径 20 mm 的锚杆，间排距为 800 mm900 mm。经数值模拟得出，顶板 z 向最大位移为 110.04 mm，底板的最大 z 向位移为 54.762 mm，两帮的 z 向位移在 10 mm 左右。顶底板 x 向最大位移均为 510 mm，左右帮的水平位移均为 67.6 mm。顶板和底板壁的最大 z 向应力为 0.5 MPa，远离顶、底板壁的 z 向应力为 5 MPa 左右，两帮的最大z 向应力均为 18 MPa。顶板壁的最大 x 向应力为 3 MPa，底板壁的最大 x 向应力为 1.5 MPa，远离顶、底板壁的 x 向应力为 4.5 MPa，两帮的最大 x 向应力均为 5.8 MPa。塑性区主要分布在顶板及两帮，顶板两拱角和两帮均为剪切破坏，巷道底板为拉伸破坏，两帮的塑性区范围大致在 5 m 左右，顶板两拱角范围在 3 m 左右，底板在 0.5 m 范围内。3.3 优化支护方案二优化支护方案二的支护参数为：顶板为锚索长 5300 mm、直径 22 mm，间排距 1200 mm1000 mm，帮部为锚杆长 2500 mm、直径 20 mm，间排距 800 mm1000 mm。方案二模拟结果为，顶板的最大 z 向位移为 110.24 mm，底板的最大 z 向位移为54.8 mm，两帮的 z 向位移在 10 mm 左右。顶底板的最大 x 向位移均为 10 mm，两帮的水平位移均为 69.2 mm。顶板和底板壁的最大 z 向应力为 0.44 MPa，远离顶板壁的 z 向应力为 7 MPa，远离底板壁的 z 向应力为 6 MPa，两帮的最大 z 向应力为 17 MPa。顶底板壁的最大 x 向应力为 1.59 MPa，远离顶板的 x 向应力为 4.5 MPa，远离底板壁的 x 向应力为 5 MPa，左帮的最大 x 向应力为 5.79 MPa，右帮的最大 x 向应力为 5.7 MPa。塑性区主要分布在巷道顶板及两帮，两帮及顶板两拱角为剪切破坏，底板为拉伸破坏。两帮的塑性区范围大致在 5 m 左右，顶板两拱角在 3.5 m 范围左右，底板在 0.5 m 范围内。3.4 方案对比分析3.4.1 顶板支护方案分析根据对 3 个方案的数值模拟计算对巷道顶板的应力、位移做出对比分析，结果见表 1。由表 1 可知，改变锚杆长度、间排距对横向应力没有太大的影响，因此不再考虑水平应力的影响。与原支护相比，两组优化支护方案的 z 向应力与位移均无较大变化。3.4.2 两帮支护方案优化分析两帮的支护优化方案及计算结果统计见表 2。由表 2 可知，左帮第 1 组和第 2 组的锚杆直径不变，长度加长，锚杆间排距变小，水平位移变化不大，说明间排距、长度对两帮横向位移没有较明显的影响，查看两帮的 x 向应力、z 向应力，均没有明显的变化。表 1 回风顺槽顶板优化方案及位移、应力统计编号直径/mm长度/mm间排距/mm顶板位移/mm顶板 z 向应力/MPa顶板 x 向应力/MPa0（原支护）2225009001000107.21-5-222830080010001（优化支护）22250010001000110.04-5-3228300160020002（优化支护）22530012001000110.24-7-5表 2 回风顺槽两帮优化方案及位移、应力统计编号直径/mm长度/mm间排距/mm左帮位移/mm左帮 z 向应力/MPa左帮 x 向应力/MPa右帮位移/mm右帮 z 向应力/MPa右帮 x 向应力/MPa0（原支护）201800900100069.0-15.9-5.7069.00-15.9-5.71（优化支护）202000800100067.6-18.0-5.8067.64-18.0-5.82（优化支护）202500800100069.2-17.0-5.7969.20-17.0-5.73.4.3 优化效果分析综上所述，在仅考虑顶板条件时，原支护的间排距设置过于保守。结合模拟结果，现场可适当增大支护间排距。在 3 组方案的对比分析中，巷道的位移与应力均无明显差异，因此可不将应力作为影响因素进行分析。综合考虑支护材料用量，如表 3所示，第 1 组优化方案较原支护减少了 12.6%，在保证巷道生产安全的情况下为最优方案。（下转第 97 页）972023 年第 8 期宋永起：浅埋煤层沿空掘巷煤柱尺寸优化研究（a）5 m（b）7.5 m（c）10 m图 5 不同尺寸的煤柱围岩应力分布图4 煤柱尺寸优化结果分析为验证上述理论计算和数值模拟结果在实际生产过程中的有效性，通过在现场实际选取试验段巷道进行顶板离层数据观测。在距离工作面 10 m、35 m、60 m、85 m 处分别布置观测断面进行观测，巷道顶板离层量与工作面推进距离关系如图 6。由图 6 中可看出，开始观测时距工作面较远，离层量较小，当观测点距工作面 10 m 左右时，巷道顶板离层量开始显著增加。随着距工作面距离的逐渐减小，巷道顶板离层量不断增大，顶板累计离层量最大达到 51 mm，7.5 m 护巷煤柱的支护效果较好，能够使围岩得到有效控制。图 6 试验巷道顶板离层量图5 结论针对杨家村煤矿 5 煤层的赋存特点和开采技术条件，通过分析及模拟方法，确定该沿空巷道区段煤柱的合理煤柱尺寸为 7.5 m。经试验，优化后的煤柱宽度能够满足现场安全生产要求。【参考文献】1 孙利辉，纪洪广，杨本生，等.大采深巷道底板软弱夹层对底鼓影响数值分析 J.采矿与安全工程学报，2014，31（05）：695-701.2 闫剑.庞庞塔矿留小煤柱沿空掘巷技术研究与应用 J.山东煤炭科技，2020（07）：63-65+68.3 左文录.厚煤层综放面沿空掘巷分段围岩控制技术研究 J.煤矿现代化，2020（05）：32-35.4 张浩.厚煤层综放工作面沿空掘巷窄煤柱合理宽度研究 J.山东煤炭科技，2021，39（09）：38-40+43.5 吕晨.3 m 宽小煤柱沿空掘巷过临空侧硐室治理技术 J.能源技术与管理，2021，46（04）：95-96.6 宫东豪，王海川.沿空掘巷煤柱宽度尺寸优化研究 J.山东煤炭科技，2022，40（07）：77-79.7 杨瑜.大采高工作面护巷煤柱合理宽度探讨 J.江西煤炭科技，2021（01）：92-95.（上接第 94 页）表 3 巷道优化支护方案材料用量对照组编号巷道顶板（纵向长度 100 m）钢筋用量/m3用量减少率/%巷道两帮（纵向长度 100 m）钢筋用量/m3用量减少率/%巷道（纵向长度 100 m）钢筋总用量/m3总用量减少率/%0（原支护）0.8431.5680.2481.8160.7251（优化支护）0.9171.333150.254-2.41.58712.60.4162（优化支护）1.41120.284-141.6946.7（下转第 101 页）1012023 年第 8 期刘金付：兰花宝欣煤矿过断层巷道围岩支护参数设计研究（b）顶底板移近速率（c）左右两帮移近量（d）左右两帮移近速率图 4 巷道围岩移近量和移近速率5 结论1）通过理论计算和数值模拟相结合的方法，确定了过断层巷道围岩支护技术参数。2）现场实践结果得出，采用联合支护技术后，巷道围岩变形在可控范围内，实现了对穿断层段巷道围岩的有效控制。【参考文献】1 谢和平，王金华，王国法，等.煤炭革命新理念与煤炭科技发展构想J煤炭学报，2018，43（05）：1187-1197.2 王金华.我国煤巷锚杆支护技术的新发展 J.煤炭学报，2007（02）：113-118.3 于学馥，郑颖人，刘怀恒，等.地下工程围岩稳定性分析 M.北京：北京煤炭出版社，1983.4 张艳军.“撞楔+钢棚+喷浆”联合支护在断层破碎带中应用J.山东煤炭科技，2021，39（09）：17-18+21.5 孙占成，周保平.中空注浆锚索、锚杆在石炭系破碎围岩支护中的应用J.同煤科技，2019（01）：25-27.6 孟尚斌.掘进巷道过断层补强支护围岩稳定性研究 J.同煤科技，2020（02）：39-41.7 方恩才.潘二矿 11123 工作面回采巷道支护参数优化设计研究 J.煤，2022，31（07）：30-33.8 王国际，黄小广.注浆技术理论与实践 M.徐州：中国矿业大学，2000.4 结语1）现有支护体系下巷道周围多为压应力，由中心向外数值逐渐增大，向巷道挤压，应力释放较多；巷道周围均为剪切破坏，并且两帮的受剪破坏区域较大。巷道顶板、两帮的位移量、应力释放和塑性区均较小，说明顶板支护强度满足要求、帮部当前支护强度较弱。2）两组优化方案能节省大量的材料和支护费用且能实现与原支护相差不多的支护效果，综合分析将第 1 组方案定为最优方案。【参考文献】1 魏世明，靳梦帆，禄鑫琰，等.软岩巷道变形破坏特征及锚注一体化支护技术 J.煤炭工程，2022，54（04）：34-38.2 郝明，潘夏辉，张勃阳.淋水条件下弱胶结软岩巷道变形破坏特征与支护技术 J.煤矿安全，2021，52（12）：219-228.3 黄庆享，郭强，曹健，等.软岩大变形巷道破坏机理与支护技术 J.西安科技大学学报，2019，39（06）：934-941.4 李斌.软岩巷道支护优化及数值模拟研究 J.采矿技术，2019，19（04）：73-76.5 高凤伟.高应力软岩复合顶板回采巷道全锚索支护技术研究 J.煤炭工程，2021，53（08）：56-60.（上接第 97 页）