查文華 ,樊 昊 ,劉新權 ,許 濤 ,劉 嘯 ,程文博 ,陳登紅
(1.東華理工大學 土木與建筑學院,江西 南昌 330013;2.中煤科工集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;3.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122;4.豐城曲江煤炭開發有限責任公司,江西 豐城 331136;5.安徽理工大學 礦業工程學院,安徽 淮南 232001)
煤炭能源在中國能源的消耗中占據著主要地位[1-3],隨著近年來對煤炭能源的不斷開采,我國中東部地區的煤礦開采大部分處于深部開采階段[4-6]。而深部巷道圍巖條件比中淺部巷道更加復雜,實踐表明傳統的煤礦巷道錨桿支護技術無法有效控制深部煤礦巷道圍巖的大變形難題[7-10],故國內外學者在深部巷道錨桿支護方面進行了大量研究[11-13]。
為解決深部巖巷實際工程難題,學者們基于實際工程對傳統錨桿在材料[14-15]或結構上進行改進[16-17],提出眾多新型錨桿,研究了新型錨桿力學特性和錨固性能并給出最優支護參數。王偉濤等[18]研究了漲殼式預應力中空錨桿的錨固效果,通過數值模擬和現場試驗,給出最優支護參數,結果表明漲殼式錨桿支護明顯優于傳統錨桿支護形式;朱珍德等[19]對中空注漿錨桿進行改進,并對改進后的錨桿連接段螺紋段進行參數優化,優化后的錨桿連接段抗拉性能明顯提升。綜上所述,新型錨桿結構雖然可有效解決深部巖巷支護失效的難題,但部分新型錨桿結構復雜且造價高,不利于推廣應用,因此開發結構簡單且經濟實用型新型錨桿是當前解決深部巖巷支護失效難題的重點之一。
為此,基于前期提出的新型拉力分散型錨桿,在圍壓和剪切作用下的室內拉拔試驗研究的基礎上[20-21],考慮實際工程中圍巖應力條件復雜情況,現以某巷道為試驗巷道,采用有限元軟件FLAC3D進行錨桿支護參數對深部巖巷的控制作用研究,并優選錨桿支護參數,系統性分析新型拉力分散型錨桿支護參數對深部巖巷圍巖控制作用,為新型拉力分散型錨桿后續在巷道中使用以及選型提供一定的參考作用。
試驗巷道為某深部礦井,礦井埋深為825 m,屬于深部開采。試驗巷道為半圓拱形,巷道總體尺寸為寬4.6 m,高4.7 m,巷道布置在9#煤中并破底掘進,9#煤直接頂板為石灰巖,灰色,厚層狀,生物碎屑結構,裂隙較發育,厚度約6 m,9#煤層底板為砂質泥巖,灰黑色、粉砂質膠結,節理發育含植物化石及黃鐵礦結核,厚度約6 m。圍巖物理力學性質及其厚度見表1。
表1 圍巖物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of surrounding rock
由試驗巷道圍巖物理力學參數,建立了尺寸為60 m×30 m×50 m 的長方體來模擬巖體,模型共有1 112 910 個單元。模型共9 層,自上而下分別為砂巖、石灰巖、砂質泥巖、石灰巖、9#煤層、砂質泥巖、10#煤層、泥巖、砂巖,模型受到的應力由上覆巖層的自重所引起,模型受到的應力數值大小根據埋深來確定,每100 m 地層自重以2.5 MPa作用力施加在模型頂部,故頂部施加20 MPa 均布荷載等價于覆巖壓力,模型底部和四周為位移約束,側壓力系數取1.2。數值模型巖層分布如圖1。
圖1 數值模型巖層分布示意Fig.1 Numerical model of strata distribution
錨桿采用FLAC3D中的“cable”單元布置,整個模型均服從Mohr-Coulomb準則,按實際施工過程模擬程序為:初始應力計算平衡→ 巷道開挖 →錨桿支護加固。巷道支護斷面如圖2。
圖2 巷道支護斷面圖Fig.2 Section of roadway support
本研究的新型拉力分散型錨桿結構如圖3。
圖3 新型拉力分散型錨桿結構[20]Fig.3 New type of tension dispersing bolt structure
拉力分散型錨桿桿體A、B 外段由整合螺紋聯結,螺紋上套有托盤以及配套的螺母。拉力分散型錨桿的桿體A、B 非等長,桿體B 比桿體A 稍長,且桿體B 上套有與桿體A 等長的PVC 塑套,從而使錨固段剪應力分布比較均勻,提高錨固性能;同時由于雙螺旋錨桿自身的形狀特點,該錨桿抵抗大變形能力和抗剪切能力也大大增強[21]。新型拉力分散型錨桿的總體錨固長度等于桿體A和桿體B 的錨固長度之和。在本次數值模擬時將新型錨桿的錨固長度進行了簡化,設定新型錨桿的A、B 桿各自的錨固長度相同。
基于系統的對錨桿長度、錨桿間距、錨桿排距、錨桿直徑和錨固長度5 個參數組合方案下的巷道支護進行數值模擬,分析巷道圍巖變形、垂直應力的變化,得到新型拉力分散型錨桿最優支護參數,及各參數對巷道圍巖變形的控制效果的影響主次順序。具體模擬方案如下:
1)錨桿長度優選模擬方案。錨桿間排距取0.6 m,錨桿直徑取22 mm,錨固總長度取1.0 m,錨桿長度取2.0、2.2、2.5、2.8 m。
2)錨桿間距優選模擬方案。錨桿長度取2.5 m,錨桿排距取0.6 m,錨桿直徑取22 mm,錨固總長度取1.0 m,錨桿間距取0.6、0.8、1.0、1.2 m。
3)錨桿排距優選模擬方案。錨桿長度取2.5 m,錨桿間距取0.6 m,錨桿直徑取22 mm,錨固總長度取1.0 m,錨桿排距取0.6、0.8、1.0、1.2 m。
4)錨桿直徑優選模擬方案。錨桿長度取2.5 m,錨桿間排距取0.6 m,錨固總長度取1.0 m,錨桿直徑取18、20、22、24 mm。
5)錨固長度優選模擬方案。錨桿長度取2.5 m,錨桿間排距取0.6 m,錨桿直徑取22 mm,錨固總長度取0.6、1.0、1.4、1.8 m,A、B 桿錨固長度都取0.3、0.5、0.7、0.9 m。
錨桿長度與巷道圍巖變形如圖4,錨桿長度與巷道垂直應力變化如圖5。
圖4 錨桿長度與巷道圍巖變形圖Fig.4 Bolt length and roadway surrounding rock deformation diagram
圖5 不同錨桿長度下巷道垂直應力圖Fig.5 Vertical stress diagram of roadway under different bolt lengths
由圖4 可知:巷道圍巖最大位移隨著錨桿長度的增大,表現為不斷減小的趨勢,但當錨桿長度增大到2.5 m 后,巷道圍巖最大位移的減小幅度很小。由圖5 可知:巷道最大垂直拉應力隨著錨桿長度的增大,表現為先減小后增大的趨勢,巷道最大垂直拉應力在錨桿長度為2.5 m 處最小,而巷道最大垂直壓應力表現為不斷增大的趨勢,兩幫壓應力集中區的面積表現為不斷減小的趨勢。
綜上所述,錨桿長度的變化對巷道變形的控制效果的影響較為明顯,巷道最大位移和垂直應力的變化均表明錨桿長度在2.5 m 時,對圍巖的控制作用最優。
錨桿間距與巷道圍巖變形如圖6,錨桿間距與巷道垂直應力變化如圖7。
由圖6 可知:錨桿間距為0.6 m 時,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是207、365、273 mm,此時巷道圍巖最大位移最小,錨桿對巷道圍巖的控制作用最好;錨桿間距增加到0.8 m 時,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是230、378、299 mm,此時巷道圍巖最大位移開始增大,錨桿對巷道圍巖的控制作用開始降低;錨桿間距增加到1.0 m,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是239、389、318 mm,此時巷道圍巖最大位移繼續增大,錨桿對巷道圍巖的控制作用繼續降低;錨桿間距增加到1.2 m,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是293、401、350 mm,此時巷道圍巖最大位移最大,錨桿對巷道圍巖的控制作用最差;錨桿間距從0.6 m增加到1.2 m,頂板、底板和兩幫的圍巖位移變形量分別增加了41.5%、9.9%、28.2%,圍巖位移變化顯著。由圖7 可知:巷道最大垂直壓應力隨著錨桿間距的增大,表現為不斷增大的趨勢,且兩幫的壓應力集中區的面積也表現為不斷增大的趨勢,兩者增加幅度均顯著。
綜上所述,錨桿間距的變化對巷道圍巖變形的控制效果的影響顯著,錨桿間距設置為0.6 m 時對圍巖變形的控制作用最優。
錨桿排距與巷道圍巖變形如圖8,錨桿排距與巷道垂直應力變化如圖9。
圖8 錨桿排距與巷道圍巖變形圖Fig.8 Bolt row spacing and roadway surrounding deformation
圖9 不同錨桿排距下巷道垂直應力圖Fig.9 Vertical stress diagrams of roadway under different bolt row spacing
由圖8 可知:錨桿排距為0.6 m 時,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是206、370、274 mm,此時巷道圍巖最大位移最小,錨桿對巷道圍巖的控制作用最好;錨桿排距從0.8 m 增加到1.0 m時,頂板、底板和兩幫的最大位移不斷增大,錨桿對巷道圍巖的控制作用不斷降低;錨桿排距增加到1.2 m,頂板、底板和兩幫的最大位移分別是326、397、355 mm,此時巷道圍巖最大位移最大,錨桿對巷道圍巖的控制作用最差;錨桿排距從0.6 m 增加到1.2 m,頂板、底板和兩幫的圍巖位移變形量分別增加了58.3%、7.3%、29.6%,圍巖位移變化顯著。由圖9 可知:巷道最大垂直壓應力隨著錨桿排距的增大,表現為不斷增大的趨勢,且兩幫的壓應力集中區的面積也表現為不斷增大的趨勢,兩者增加幅度均顯著。
綜上所述,錨桿排距的變化對巷道圍巖變形的控制效果的影響顯著,錨桿排距設置為0.6 m 時對圍巖變形的控制作用最優。
錨桿直徑與巷道圍巖變形如圖10,錨桿直徑與巷道垂直應力變化如圖11。
圖10 錨桿直徑與巷道圍巖變形圖Fig.10 Anchor rod diameter and roadway surrounding deformation
圖11 不同錨桿直徑下巷道垂直應力圖Fig.11 Vertical stress diagrams of roadway under different bolt diameters
由圖10 可知:隨著錨桿直徑的增大,頂板、兩幫、底板的位移變形幅度很小,頂板和底板最大位移都少許減小,而兩幫最大位移先減小后小幅度增大。由圖11 可知:巷道最大垂直壓應力隨著錨桿直徑的增大,表現為不斷減小的趨勢;錨桿直徑為22 mm 時,巷道最大垂直拉應力最小,錨桿的控制效果最好;隨著錨桿直徑增大,巷道最大垂直壓應力變化幅度分別為0.08%、0.11%、0.22%,減小幅度很小,且兩幫的壓應力集中區的面積變化也很小。
綜上所述,錨桿直徑的變化對巷道圍巖變形的控制效果的影響極小,綜合考慮圍巖位移和垂直應力變化,錨桿直徑設置為22 mm 時對圍巖變形的控制作用最優。
錨固長度與巷道圍巖變形如圖12,錨固長度與巷道垂直應力變化如圖13。
圖12 錨固長度與巷道圍巖變形圖Fig.12 Anchorage length and roadway surrounding deformation
圖13 不同錨固長度下巷道垂直應力圖Fig.13 Vertical stress diagrams of roadway under different anchoring lengths
由圖12 可知:錨固長度為0.3 m 時,頂板、兩幫和底板的最大位移分別為235、306、380 mm,巷道圍巖位移量最大,錨桿對巷道圍巖的控制作用最差;錨固長度增加到0.5 m 時,圍巖位移量開始減小,此時頂板、兩幫和底板的位移變形量至0.7 m 時,圍巖位移量繼續變小;錨固長度增加到0.9 m 時,圍巖位移量最小,此時頂板、兩幫和底板的最大位移為216、283、375 mm,錨桿對巷道圍巖的控制作用最好;錨固長度從0.3 m 增加到0.9 m,頂板、兩幫和底板的圍巖位移變形量分別減小了8.1%、7.5%、1.3%,圍巖位移變化較小。由圖13 可知:巷道最大垂直壓應力隨著錨固長度的增大,表現為不斷增大的趨勢,變化幅度為0.60%、0.13%、0.33%,而兩幫的壓應力集中區面積表現為不斷減小的趨勢,且壓應力集中區聯系逐漸減弱;錨固長度為0.9 m 時,壓應力集中區已經分離開來。
綜上所述,錨固長度的變化對巷道圍巖變形的控制效果的影響很小,綜合考慮圍巖位移和垂直應力變化,錨固長度設置為0.5 m 時對圍巖變形的控制作用最優。
系統研究了錨桿長度、間距、排距、直徑和錨固長度對深部巷道圍巖的控制作用。錨桿長度對圍巖變形的控制效果的影響較為顯著,錨桿間排距對巷道圍巖變形的控制效果的影響顯著,錨桿直徑對巷道圍巖變形的控制效果的影響極小,錨固長度對巷道圍巖變形的控制效果的影響很小。5 個參數對巷道圍巖變形的控制效果的影響主次順序為錨桿間距=錨桿排距>錨桿長度>錨固長度>錨桿直徑。優選后試驗巷道最優的錨桿支護參數為:錨桿長度2.5 m、桿體直徑22 mm、錨固長度0.5 m、錨桿間排距0.6 m。