耿伟乐, 黄俊歆, 郭胜利
(湖南工学院 安全与环境工程学院, 湖南 衡阳 421002)
深部高应力巷道支护参数的多因子优化
耿伟乐, 黄俊歆, 郭胜利
(湖南工学院 安全与环境工程学院, 湖南 衡阳 421002)
为选取合理的深部巷道支护方式,采用正交实验方法分析混凝土喷层厚度、锚杆长度、锚杆间排距及锚杆管径对巷道顶板、底板及两帮位移和巷道围岩塑性区体积变化的影响。针对四个因素分别设立五个水平,依据正交设计原理,确立25组实验方案,进行数值模拟实验。结果表明:混凝土喷层厚度和锚杆间排距是影响巷道围岩变形和破坏的主要因素,锚杆长度和锚杆直径次之;喷射混凝土可有效封闭围岩并与围岩共同作用,减小巷道围岩变形;随着锚杆间排距的增大,塑性区体积逐渐趋于一稳定值,呈现明显的收敛性。结合相关规范及工程实际,得出最优的支护参数组合为混凝土喷层100 mm、锚杆长度1.9 m、锚杆间排距0.8 m×0.8 m、管缝式锚杆直径40 mm。该研究结果可以为开挖巷道支护提供参考。
巷道支护; 多因子优化; 正交实验; 极差分析
目前,我国多数矿山已处在深部接替阶段,矿山资源开采与找探矿同步进行,使得巷道开拓量成倍增加。随着开采深度的增加,原岩应力增大,与上部岩体工程地质相比,深部岩层构造发育突出、不规则裂隙增多,岩体呈现出较高的松散破碎性和较低的强度,巷道变形破坏严重[1-2],导致矿山巷道维修支护频繁,不仅影响了工程进度,威胁着工人人身安全,同时也加大了支护返修成本[3-5]。
深部岩体赋存的特殊地质力学环境,导致传统的岩体力学理论及破坏准则已不适用[2,4]。而随着国内专家对深部岩体工程的研究,深部的概念及深部岩体评价指标愈来愈清晰明确。何满潮[6]认为深部岩体应属于非线性力学系统的范畴,难度系数及危险指数可作为深部工程围岩稳定性控制难易程度的评价指标;谢和平等[7]认为相对于深度而言,深部研究应更侧重于一种力学状态,并给出了三种临界深度概念及定义。
我国已形成了一系列具有代表性的支护理论[8],如软岩工程支护理论与关键部位耦合组合支护理论、围岩松动圈理论、内外承载结构理论、围岩动态工程的分类理论等。在此基础上发展形成了一系列的支护技术,其中最常用的为U型钢可缩性支架支护和锚网喷支护[9]。锚网喷支护作为一种能及时封闭围岩,可提供主动支护,施工简单、快捷、安全经济的支护方式在目前及未来巷道支护中仍将占据主要地位[10]。在巷道围岩变形破坏机理及支护优化方面,国内学者依据工程实际,做了大量的研究工作。郭秀华等[11]运用ANSYS软件对初期锚喷支护的深部巷道进行非线性数值计算,得出围岩支护后的变形与应力分布规律;付玉凯等[12]对巷道的几何形状及赋存状况进行正交模拟实验,分析其对巷道变形和破坏的影响程度;吴多华等[13-14]采用正交模拟实验的方式,以围岩稳定性和支护经济成本为指标,得出了合理的支护优化参数;秦忠诚等[15]应用正交实验分析了巷道围岩力学参数对巷道变形与破坏的影响。目前,从巷道的使用功能、服务年限及围岩等级方面出发,选取合理支护方式并优化其参数的研究鲜见。
笔者应用正交实验方法,合理制定实验方案并对实验结果进行有效分析,且考虑巷道的功能定位等,对某铅锌矿山深部巷道锚网喷联合支护参数进行优化分析,以确定最优的支护参数。
此次支护优化巷道位于矿山深部约1 000 m处,为深部资源接替工程,肩负资源开采与找探矿使命。巷道围岩多为大塘组,岩性呈灰色、深灰色隐晶灰岩,局部见燧石条带几团块;摆佐组,岩性呈灰白色、米黄色、肉红色,粗晶白云岩,局部夹浅灰色灰岩及白云质灰岩。该矿山岩石力学资料显示,围岩单轴抗压强度为65 MPa,弹性模量33 GPa,泊松比0.24,内聚力14 MPa,内摩擦角48.5°。巷道围岩BQ分级为Ⅳ级,该巷道所处中段的最大与最小地应力分别为43.8 MPa和14.6 MPa,倾角介于8.88°~24.43°之间。支护以锚网喷支护为主,C20混凝土、管缝式锚杆、三心拱型巷道,断面2.5 m×2.8 m。
2.1 因素与水平
巷道开挖后,围岩应力重新分布,当围岩所承受应力高于自身承载强度时,将于巷道周边处发生围岩变形,并向内扩展,形成塑性区,直观表现为巷道两帮及顶底板的位移变形[16-17]。因此,此次正交实验选取顶板下沉位移量(s1)、底板位移量(s2)、两帮水平位移量(s3)、塑性区体积(V)作为正交实验指标。依据锚网喷支护实际工程经验,选取喷层厚度(A)、锚杆长度(B)、锚杆直径(C)及锚杆间排距(D)作为实验的关键因素,采用四因素五水平的正交实验,各因素取值见表1。
表1 正交实验因素水平
2.2 正交实验方案
分析因素及水平,结合工程实际情况,从常规的正交实验表中,选用L25(54)正交表,如表2所示,填入各因素及水平,建立25个FLAC3D计算模型进行数值模拟计算,并将实验结果列于表2中。
表2 支护参数组合正交实验方案与实验结果
Table 2 Orthogonal test design table of support parameter combination
ABCD指标s1/mms2/mms3/mmV/m3601.60.6366.41215.07720.27234.462601.70.7386.93515.17021.91632.763601.80.8407.03715.20722.16634.423601.90.9427.13415.34823.66634.584602.01.0447.75615.34124.90035.242801.60.7406.47615.05921.05237.624801.70.8426.50315.08121.46435.755801.80.9446.57815.21622.32037.730801.91.0367.26515.23624.36235.895802.00.6385.89414.95919.21734.8801001.60.8446.12214.95820.37635.8251001.70.9366.28215.11821.63238.6561001.81.0386.80315.11522.95636.3741001.90.6405.53714.84818.07426.8901002.00.7426.00414.93919.81132.2341201.60.9385.80814.98120.37631.7001201.71.0406.30914.98421.76234.2271201.80.6425.08614.77617.03824.6941201.90.7445.56414.85718.83627.2351202.00.8365.73314.89119.78432.9661401.61.0425.98414.89520.50027.4121401.70.6444.84414.67516.06529.0531401.80.7365.36314.79018.25529.4751401.90.8385.47614.81018.48928.5431402.00.9405.50214.89618.83926.913
3.1 极差分析
结合数值模拟实验数据,通过极差分析识别各因素对巷道围岩变形的敏感程度[18-20],对表2实验结果进行分析,得出各考查指标在不同水平下的极差大小,结果见表3~6。
表3 顶板下沉位移极差分析结果
表4 底板位移极差分析结果
表5 两帮位移极差分析结果
表6 塑性区体积极差分析结果
综合正交实验结果,各因素对巷道顶板位移变形影响的极差大小依次为混凝土喷层厚度、锚杆间排距、锚杆直径、锚杆长度;对底板位移变形影响的极差大小依次为混凝土喷层厚度、锚杆间排距、锚杆长度、锚杆直径;对巷道两帮位移影响的极差大小依次为锚杆间排距、混凝土喷层厚度、锚杆直径、锚杆长度;对巷道围岩破坏影响的极差大小依次为混凝土喷层厚度、锚杆间排距、锚杆长度、锚杆直径。
混凝土喷层厚度为影响巷道围岩变形和围岩破坏的主要因素。这是由于巷道开挖,致使原岩应力重新分布,及时喷射混凝土可有效封闭围岩,在巷道表面形成一柔性拱梁圈,与围岩形成一个整体,防止围岩风化,并对巷道表面提供径向支护反力,约束围岩径向变形,有效抑制巷道围岩的变形。
锚杆间排距是影响巷道两帮位移变形的主要因素。在巷道两帮,喷射混凝土形成的拱梁作用减弱,在重力及围岩应力的作用下喷层与离层岩块有向临空面移动的趋势,由此导致巷道围岩两帮位移变形量增大。合理布置锚杆间排距,可使间排距内的锚杆、岩层、喷层以一个整体锲入岩层深处,防止两帮岩层沿径向移动。
3.2 直观分析
为直观分析各指标随各因素变化的趋势,绘制以各水平为横坐标、各指标平均值为纵坐标的趋势图,如图1所示。
由直观图分析可知,随着混凝土喷层厚度的增加,巷道顶板、两帮位移与塑性区体积呈明显降低的趋势。随着锚杆间排距的增大,巷道顶板和两帮的位移变化速率均呈现先缓慢减小,趋于某一稳定值后再增大的趋势。该结果表明,当锚杆间排距大于某一值后,其对于巷道围岩变形的影响逐渐减弱,在本次实验中,当锚杆间排距大于0.8 m时,其对巷道顶板及两帮的支撑作用明显减弱。塑性区体积随着锚杆间排距的增大逐渐趋于一稳定值,表明在锚杆与围岩共同作用下,巷道围岩塑性区变化渐趋稳定。整体来看,锚杆长度和直径对巷道围岩变形和围岩破坏的影响较小,依据实际工程经验,锚杆支护和混凝土喷射作业主要发生在巷道两帮及顶部,故所选取因素对底板位移变化影响不大。
3.3 支护参数优化
四项实验指标中,最主要因素出现次数为:3次A,1次C;最次要因素出现次数为:2次B,2次D。对于喷层厚度因素A最优水平出现次数为: 5次A5;最次水平出现次数为:3次A1,1次A2。综合分析确定其最优水平为A5。锚杆长度因素B最优水平出现次数为:2次B1,1次B4,1次B5;最次水平出现次数为:1次B2,3次B4。综合分析确定其最优水平为B1。锚杆间排距因素C最优水平出现次数为:5次C1;最次水平出现次数为:1次C4,3次C5。综合分析确定其最优水平为C1。锚杆直径因素D最优水平出现次数为:2次D3,2次D4;最次水平出现次数为:5次D1。综合分析确定其最优水平为D3。
对于实验指标s1,通过分析比较各因素水平后,选取A5B1C1D4为最优组合;对于实验指标s2,选取A5B1C1D3为最优组合;对于实验指标s3,选取A5B5C1D3为最优组合;对于实验指标V,选取A5B4C1D4为最优组合。综合考虑分析各因素水平和实验指标可得出该巷道的支护参数最优组合为A5B1C1D3。由直观分析图1可知,影响因素A混凝土喷层厚度的变化对巷道围岩变形量的影响较小。参照相关规范和实践经验,一次喷层过厚混凝土脱落较严重,选取喷层厚度为A3100 mm;考虑锚杆长度对巷道两帮位移量影响较大,选取锚杆长度B41.9 m;锚杆间排距对各指标的影响直观分析图中显示在间排距为0.8 m×0.8 m处,其位移变化速率最小,随着间排距的增大,锚杆对于顶板和两帮围岩的约束降低,使得其表面位移逐渐增大,故选取锚杆间排距为C30.8 m×0.8 m;结合矿山目前支护实际,选取管径为D340 mm的管缝式锚杆。
a 顶板下沉位移
b 底板位移
c 两帮位移
d 围岩塑性区体积
Fig. 1 Tendency of indicators under various factors at different level
(1)根据实验方案进行FLAC3D数值计算和正交实验极差分析,结合相关规范和工程施工实际,综合考虑支护巷道的功能、服务年限、安全性和经济性,确定该巷道支护参数为A3B4C3D3,即混凝土喷层100 mm、锚杆长度1.9 m、锚杆间排距0.8 m×0.8 m、管缝式锚杆直径40 mm。
(2)所选取的四个因素中,混凝土喷层厚度和锚杆间排距的变化对巷道围岩变形影响最大,说明一定厚度的喷射混凝土可有效封闭围岩并与围岩共同作用,减小巷道围岩变形;随着锚杆间排距的增大,锚杆作用区域内所提供的支护抗力减小,致使巷道顶板及两帮位移明显增大;而在围岩应力重分布影响及原岩应力作用下,巷道围岩塑性区向围岩深处发展,其体积随锚杆间排距的增大而增大,并最终趋于一稳定值。
[1] 何满潮. 深部软岩工程的研究进展与挑战[J]. 煤炭学报, 2014, 39(8): 1409-1417.
[2] 何满潮, 谢和平, 彭苏萍, 等. 深部开采岩体力学研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2005, 24(16): 2803-2813.
[3] 鞠文君, 付玉凯. 我国煤矿巷道支护的难题与对策[J]. 煤矿开采, 2015, 20(6): 1-5.
[4] 康红普, 王金华, 林 健. 煤矿巷道支护技术的研究与应用[J]. 煤炭学报, 2010, 35(11): 1809-1814.
[5] 赵云虎. 矿井巷道主动支护方式及应用发展趋势[J]. 能源与节能, 2013(9): 35-37.
[6] 何满潮. 深部的概念体系及工程评价指标[J]. 岩石力学与工程学报, 2005, 24(16): 2854-2858.
[7] 谢和平, 高 峰, 鞠 杨. 深部岩体力学研究与探索[J]. 岩石力学与工程学报, 2015, 34(11): 2161-2178.
[8] 陈鑫源. 深部高应力巷道锚杆支护优化设计研究[D]. 湘潭: 湖南科技大学, 2015.
[9] 孙广义, 林井祥. 深部巷道支护技术研究与实践[J]. 煤矿开采, 2010, 15(1): 54-57.
[10] 易晓平. 锚网喷支护在掘进巷道中的应用[J]. 机械管理开发, 2016, 31(6): 85-86, 89.
[11] 郭秀华, 李 珠, 李科杰, 等. 深部巷道初期锚喷支护的非线性数值模拟分析[J]. 太原理工大学学报, 2012, 43(2): 190-193, 211.
[12] 付玉凯, 鞠文君. 影响软岩巷道变形因素的正交数值模拟实验研究[J]. 采矿与安全工程学报, 2013, 30(6): 812-816, 827.
[13] 吴多华, 乔卫国, 宋伟杰, 等. 巷道支护参数的优化及数值分析[J]. 金属矿山, 2016, 45(3): 20-24.
[14] 张俊明, 朱川曲, 史应恩, 等. 基于正交实验巷道松动圈影响因素的数值模拟[J]. 矿业工程研究, 2016, 31(1): 17-22. [15] 秦忠诚, 于 鑫, 李青海, 等. 围岩力学参数对巷道变形与破坏影响的正交数值模拟实验研究[J]. 采矿与安全工程学报, 2016, 33(1): 77-82.
[16] 张雪媛. 深井岩巷破坏机理与支护优化研究[J]. 西安科技大学学报, 2014, 34(4): 390-395.
[17] 常聚才, 谢广祥. 深部巷道围岩力学特征及其稳定性控制[J]. 煤炭学报, 2009, 34(7): 881-886.
[18] 贾 超, 张 凯, 张强勇, 等. 基于正交实验设计的层状盐岩地下储库群多因素优化研究[J]. 岩土力学, 2014, 35(6): 1718-1726.
[19] 梁 冰, 董 擎, 姜利国, 等. 铅锌尾砂胶结充填材料优化配比正交实验[J]. 中国安全科学学报, 2015, 25(12): 81-86. [20] 张伟光, 杨长德, 谢峰震, 等. 基于正交实验的近距离煤层回采巷道支护参数设计[J]. 煤炭工程, 2016, 48(6): 61-64.
(编校 荀海鑫)
Multi-factor optimization of high stress roadway support in deep mines
GengWeile,HuangJunxin,GuoShengli
(School of Safety & Environmental Engineering, Hunan Institute of Technology, Hengyang 421002, China)
This paper is devoted to optimizing the parameters of deep mine roadway support by analyzing the influence of concrete thickness, anchor length, anchor interval and anchor diameter on the change in the displacement of roadway roof, floor, and the two sides using orthogonal experiment. The study involves setting five levels for each factor, developing twenty-five text schemes based on the principle of orthogonal experimental design, simulating the test, analyzing the deformation and failure of roadway rock and thereby identifying the most reasonable support parameters. The results show that the main factors affecting roadway deformation and failure are concrete thickness and anchor interval, followed by anchor length and diameter; the shotcrete could contribute to the reduced deformation of roadway surrounding rock by effectively blocking the surrounding rocks and acting in combination with the surrounding rocks; and an increased anchor interval tends to give the plastic zone volume a stable value, suggesting an obvious convergence. The work combined with the relevant specifications and engineering practice gives the optimal support parameters combination: concrete thickness of 100 mm, anchor length of 1.9 m, anchor interval of 0.8 m×0.8 m , and the anchor diameter of 40 mm. The research could provide a reference for excavation roadway support.
roadway support; multi-factor optimization; orthogonal experimental; extreme difference analysis
2017-04-07
湖南省教育厅科学研究资助项目(15C0358;16C0438)
耿伟乐(1987-),男,河南省许昌人,助教,硕士,研究方向:岩土与建筑安全,E-mail:gwle0418@163.com。
10.3969/j.issn.2095-7262.2017.05.008
TD353
2095-7262(2017)05-0481-05
A