大断面巷道合理支护方案的研究

机械管理开发

MECHANICALMANAGEMENTANDDEVELOPMENTTotal195No.7，2019

ＤＯＩ：１０．１６５２５／ｊ．ｃｎｋｉ．ｃｎ１４－１１３４／ｔｈ．２０１９．０７．００６

大断面巷道合理支护方案的研究★

刘健1，马

（1.山西能源学院，山西

山西

摘

忻州

034000；4.太原理工大学

4

赟2，张永国3，

晋中030006；2.太原师范学院，山西晋中030619；3.忻州师范学院，

矿业工程学院，山西太原030024）

要：以煤矿大断面全煤巷道为背景，通过理论分析和数值模拟相结合的方法对巷道合理的支护形式进行

认为：巷道顶锚杆直径应为20mm，间距应为0.9m，而长度应为2.2m，锚索的长度应了系统研究与现场评价。

为6.5m；通过巷道围岩变形的现场实测结果来看，联合支护下巷道围岩的稳定性保持在较高水平。关键词：全煤巷道中图分类号：ＴＤ３５３

大断面数值模拟

文献标识码：Ａ

文章编号：（2019）1003-773X07-0011-03

引言

对于覆岩浅层强度较小的工作面回采巷道，容

易在重分布的应力作用下发生破坏失稳［１］。由于全煤巷道开掘后覆岩的应力由实体煤承载，故巷帮为应力集中位置而首先发生破碎，可以通过加固巷帮和及时对围岩进行支护的方式来维持巷道处于稳

支护形式选择为锚杆、锚索、金属网等联合支护。态。

本文先对巷道覆岩和两帮的支护参数进行理论计算，然后再通过数值模拟软件对巷道支护方案进行合理性评价与分析。

1巷道顶板锚杆支护参数设计

以组合拱理论［２－３］为依据，则认为锚杆与岩体的相互作用会形成组合拱，该结构具有较强的承载性以及较大的强度。依据现场测验经验得到锚杆与岩体相互作用形成的组合拱厚度为1.1m，设计锚杆长度L根据公式（1）计算：

L=L1+L2+L3.（1）

L1为锚杆外露长度，取值为0.1m；L2为锚杆式中：

0.5～1.1m；L3等于锚杆与岩体相互作用锚固深度，

形成的组合拱厚度，为1.1m。

锚杆直径d根据公式（2）计算：Q.（2）

σ

10.3MPa；式中：Q为锚固力，σ为锚杆的抗拉强度，

49MPa。

经计算锚杆直径为16.3mm，设计直径取20mm。锚杆间距a根据公式（3）计算：

a≤0.5L.（3）

d=35.52×

姨式中：a为锚杆间距。

经计算锚杆的间距应在0.85～1.15m之间。2巷道顶板锚索支护参数设计

由文献［４］得到了巷道覆岩自然平衡拱和两帮破裂失稳深度的计算公式，以此为据，本文研究的煤

经计算巷道覆岩自层巷道断面尺寸为5.2m×3.2m，

然平衡拱的高度s为4.9m，设计锚索的长度应该大

该巷道覆岩通过锚杆和锚索共同支护加固，于该值。

由此根据公式（4）计算锚索的间距l1：

NF2

s=.（4）Bγ-2F1sinθ/l1

2；N为布置锚索数量，F2为锚索可承受的最大式中：

70MPa；5.2m；载荷，B为巷道断面宽度，γ为巷道覆1872kg/m3；55MPa；岩容重，F1为锚固力，θ为锚杆

90°；与覆岩表面的夹角，l1为布置锚索的间距。

经计算，锚索的间距为1.6m。3模型建立

回采巷道为矩形巷道，巷道宽度和高度分别为5.2m和3.2m，模型厚度为30m。选择本构模型依据

建立模型如图1所示。由上文分为库伦-摩尔准则，

直径为析可知，设计锚杆长度应在1.7～2.3m之间，

20mm，锚杆的间距应在0.85～1.1m之间。设计锚索的长度应大于4.9m，锚索的间距为1.6m。以此为据，对支护结构不同支护参数下的支护效果进行数值模拟研究，从而得到有效合理的支护参数。

收稿日期：2019-04-01

★基金项目：山西省软科学研究项目（201803D31051）；山西省）。应用基础研究项目面上自然基金项目（201801D121034第一作者简介：刘健（1981—），男，博士研究生，山西能源学院讲师，现从事矿产普查与勘探方面的教学与科研工作。

图１所建模型示意图

·12·

jxglkfbjb@126.com

机械管理开发

第34卷

锚杆参数的数值模拟研究

在对锚杆不同参数下的支护效果进行模型研究

2m和2.2m，锚杆间时，选择锚杆长度分别为1.8m、

1m以及1.1m，距分别为0.9m、从而得到数值模拟

研究的三种方案。在方案一中，选择间距为0.9m，从而对锚杆不同长度下巷道围岩的应力场分布特征进

选择间距为1m，从而对锚杆行研究。在方案二中，

不同长度下巷道围岩的应力场分布特征进行研究。4

布状态，控制覆岩稳定性得到合理水平。

5锚索长度的数值模拟研究

通过理论分析得到锚索的支护长度应在4.9m

6.5m及7.5m，以上，故选择锚索长度分别为5.5m、

对锚索不同长度下巷道围岩的稳定性进行数值模拟研究。锚索支护形成的应力场分布特征表现为：在整个长度范围内形成了一定范围的压应力场；而且顶板表层位置压应力最大，中间位置岩体压应力最小。在方案三中，选择间距为1.1m，从而对锚杆不同长度下巷道围岩的应力场分布特征进行研究，最终所得结论为：

1）采场覆岩各个锚杆相互作用形成的压应力区域随着锚杆长度的增加而加大，表明锚杆长度越长，锚固范围就越大；另一方面，随着锚杆长度的增加，锚杆锚固范围内中间位置岩体所受的应力在减小，但应力作用区域在增大，这表明锚杆长度越长，锚杆对中间位置岩体的锚固效果总体上越增强，故锚杆长度选择为2.2m。以锚杆长度2m、间距为1m为例，支护特征如图2所示。图２巷道围岩应力分布云图

2）各个锚杆的应力场相互作用形成了多根锚杆

锚固的应力场，在锚杆尖端形成了一定范围的拉应力场，在托板位置形成了一定范围的压应力场；在整个锚杆支护岩体的应力场中，尖端处所受拉应力最大，托盘位置压应力最大，中间位置岩体压应力最小。

3）各个锚杆支护形成的应力场会相互重合，在重合带应力场相互叠加，形成了较大的锚固范围。随着锚杆间距的减小，应力场的叠加效果增强，锚固作用提高；当间距减小到一定范围，各个锚杆支护形成的应力场成为一个整体，而这个整体的支护结构表

现为

“鼓状”；当锚杆间距继续减小时，应力场的叠加效果不会继续增强，锚固范围也不会继续增大，锚杆支护效果提高不明显，反而增加支护成本，此时只有加大锚杆预紧力才会扩大提高锚杆的锚固作用。故可以通过分析各个锚杆支护形成应力场的叠加效果来判别有效锚固范围，认为回采巷道覆岩锚杆合理的间距应为0.9m。

综上所述，巷道顶锚杆直径应为20mm、间距应

为0.9m，

而长度应该选择为2.2m；此时，锚杆与锚索对巷道覆岩的联合支护明显改善了岩层的应力分

锚索的锚固范围随着锚索长度的加长而增大，但锚索中部附近岩体所受的压应力有所减小，减小的程度并不明显。另一方面，当锚索预紧力不变时，预紧力的影响几乎不会随着锚索长度的改变而变化。锚索长度为6.5m时，巷道围岩应力分布特征如图3所示，根据应力云图，得到如下结论：

图３锚索支护下巷道围岩应力分布云图

1）当锚索预紧力不变时，长度较短的锚索更容易发挥支护体的主动支护性能。

2）为了最大程度地发挥锚索的支护特性，设计锚索的预紧力应该随着锚索长度的加长而增大。

3）当选择锚索长度较短时，通过增大锚索的预紧力也不会对巷道覆岩的稳定性造成影响。

综上所述，从数值模拟研究中得到锚索的长度应该选择为6.5m。6现场验证

通过收敛计对工作面推进过程中巷道围岩的变形情况进行现场实测，布置在巷道支护后500m的位置，每个测站均布置A、B、C共3个测点，其中，A测点在巷道顶板的中间位置，B和C分别在巷道左帮和右帮的中间位置。测试结果如图4所示。

27802470211860mm/1550mm/量量12形变40近移9板顶30帮巷6203

10-50

-40

-30-20-10

00

测点距工作面距离/m

-50

-40

-30-20-10

0

0测点距工作面距离/m

4-1巷道顶板4-2巷帮

图４巷道围岩变形情况与工作面推进的关系图

随着工作面的向前推进，巷道顶板和两帮变形表现出相同的趋势；初期巷道围岩变形速率较大，而

2019年第7期刘健，等：大断面巷道合理支护方案的研究·13·

后围岩变形趋于稳定，测站显示巷道顶板的最大变

形量为25.5mm，巷帮的最大移近量为72mm。通过巷道围岩变形的现场实测结果来看，联合支护下巷道围岩稳定性保持在较高水平。7结论

在对矿井大断面巷道支护参数设计的研究中得

直径为20mm；到，锚杆长度应在1.7～2.3m之间，

设计锚索锚杆的间距和排距应在0.85～1.1m之间。

的长度应大于4.9m，锚索的间距为1.6m，排距设计为1.8m。数值模拟结果显示，巷道顶锚杆间距为0.9m，而长度应该选择为2.2m；锚索的长度应该选

择为6.5m。此时，锚杆与锚索对巷道覆岩的联合支

护明显改善了岩层的应力分布状态，控制覆岩稳定性得到了合理水平。

参考文献

［１］高山.煤矿巷道锚杆支护布置技术探究［Ｊ］.机械管理开发，2018，33

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［２］张文星.大断面煤巷支护失效分析及控制对策［Ｊ］.能源与节能，

2018，19-20.（11）：［３］

魏夕合，王平，翟潘，等.深部软岩巷道失稳原因与高强全锚注2018，4969-72.（11）：支护试验［Ｊ］.煤矿安全，

［４］田柯，武超.大断面托顶煤巷道不稳定区域支护研究［Ｊ］.煤矿安

2018，49136-140.全，（11）：

（编辑：张丽媛）

StudyonReasonableSupportSchemeforLargeSectionRoadway

4

LiuJian1，MaYun2，ZhangYongguo3，

（1.ShanxiInstituteofEnergy，JinzhongShanxi030600;2.TaiyuanNormalUniversity，JinzhongShanxi030619;3.XinzhouTeachersUniversity，XinzhouShanxi034000;4.College

ofMiningEngineering，TaiyuanUniversityofTechnology，TaiyuanShanxi030024）

Abstract:Inthispaper，basedonthebackgroundoflargecross-sectionFull-coalroadwayincoalmine，thereasonablesupportformofroadwayissystematicallystudiedandevaluatedbycombiningtheoreticalanalysiswithnumericalsimulation.Itisconsideredthatthediameterofroofboltshouldbe20mm，thespacingshouldbe0.9m，andthelengthshouldbe2.2m，andthelengthofanchorcableshouldbe6.5m.Accordingtothefieldmeasurementresultsofsurroundingrockdeformationofroadway，thestabilityofsurroundingrockofroadwayundercombinedsupportismaintainedatahighlevel.

Keywords:fullcoalroadway;largesection;numericalsimulation

）（上接第10页

挡操作过程及驾驶感觉与传统驾驶习惯相符。

5结论

1）通过仿真手段，对所匹配的参数进行了最高加速时间、最大爬坡度及等速续驶里程验证。车速、结果表明，匹配参数能够满足车辆设计要求，可保证车辆在中短途矿井中使用良好。

2）通过对基于“转矩模式”驱动控制策略的实车试验，结果表明：驱动系统能够较好地按照驾驶员意

图实现平稳加速，且符合传统驾驶习惯；实际最高车

权衡了整车动力性速达到设计要求又不超过其7%，

与整车轻量化、续驶里程之间的矛盾。

参考文献

［１］周伟锋.煤矿用隔爆型电机车蓄电池电源箱防爆结构设计［Ｊ］.

2010，4512-14.防爆电机，（2）：［２］

王磊，陈杰，肖瑞玲，等.煤矿井下用蓄电池安全性能分析及其2009，3757-60.控制对策［Ｊ］.煤炭科学技术，（8）：

（编辑：赵婧）

DesignofDrivingSystemforBatteryCarrierinCoalMine

GeWei

（XiquMineofXishanCoalandElectricityGroup,GujiaoShanxi030200）

Abstract:Basedonanexplosion-proofbatterycarrier,thepowertransmissionsystemincludespowerbattery,motorcontroller,drivingmotorandspeedratiooftransmissionsystem.Anacceleratedtorquecontrolstrategybasedontorquemodeandamildparallelauxiliaryregenerativebrakingcontrolstrategyaredeveloped.Matlab/Simulinkisusedtosimulatethemaximumclimbingslope,maximumspeed,0≤30km/haccelerationprocessandequalspeedcontinuousdrivingmileage.Thetestresultsshowthatthedrivingsystemofthevehiclecanacceleratethevehicleaccordingtothereal-timeopeningoftheaccelerationpedal,andthemaximumspeeddoesnotexceed7%ofthedesignrequirementstomeetthedesignrequirements.

Keywords:mineelectricvehicle;battery;transmissionsystem;parametermatching