“三軟”煤層巷道不同支護方式數值模擬研究

張連東

(陽泉煤業集團翼城東溝煤業有限公司)

近年來，隨著礦井開采深度的增加，巷道中的各種非線性力學現象越來越多，支護越來越困難[1-2]。“三軟”煤層在采掘過程中煤巷維護困難，需反復維修，嚴重制約礦井的安全高效生產。近些年，學者們對“三軟”煤層巷道圍巖自穩平衡圈理論[3]和“三軟”煤巷棚-索強化控制理論[4]進行了探討。在對巷道支護結構合理性以及優化方案研究的過程中，數值模擬技術[5-7]得到了廣泛的應用。為了解決“三軟”煤層支護難的問題，本文在已有研究成果的基礎上，結合常村煤礦復雜地質條件及其巷道破壞特征，對“三軟”煤層巷道圍巖破壞原因進行了分析，并采用數值模擬的方法對不同的巷道支護方案進行模擬，分析不同支護方案的可靠性和支護效果，為“三軟”煤層沿底快速掘進提供一定的依據。

1 工程概況

常村煤礦主采煤層為二疊系山西組二1煤和二3煤，其中二1煤層結構疏松破碎，煤體黏聚力低，煤層易風化、崩解，呈散體狀，承載能力極低。其基本頂為泥巖與細粒砂巖的互層，為典型的復合頂板，底板為砂質泥巖，遇水膨脹，屬于典型的“三軟”煤層。常村煤礦采用U型鋼棚支護時，由于被動支護形式的特點，難以使煤體發揮自身的承載能力，巷道支護初期難以提供有效支撐，巷道加速破壞時，松散煤體被擠壓而產生流變，斷面短時間內可收縮30%～50%，U型鋼支架發生扭轉變形甚至失穩，該類巷道圍巖表現為整體來壓，頂板下沉明顯，兩幫強烈內移，斷面收縮量大等特點，尤其是在掘進期間頂板難以控制，這些問題嚴重制約著掘進速度，同時，巷道在服務年限內變形快，傳統的U型鋼支護方式很難滿足需求[8]。巷道采用錨網支護時，松散的煤體易從網孔中流失或因錨網柔性低出現鼓包現象，造成錨桿錨空失效現象頻發，使巷道出現圍巖易強烈流變產生不均勻大變形，最終導致錨網支護系統失穩。因此，急切需求一種合理有效的綜合支護措施。

2 不同支護方式的數值模擬

2.1 巷道模擬條件

以常村煤礦二1-13110工作面機巷為研究背景，巷道斷面形式為拱形斷面，凈寬4 200 mm，巷高3 500 mm。二1-13110工作面所采煤層埋深約 450 m，煤層厚度取6 m(最大厚度)，煤層底板由強度較低的砂質泥巖組成，煤層頂板由強度較低的砂質泥巖和中粒砂巖組成，直接頂為砂質泥巖，見圖1。

運用有限差分軟件FLAC3D建立數值模型，為簡化計算，煤層傾角取0°，計算模型邊界條件上部為垂直荷載邊界外，其余各側面和底面為法向約束邊界。模型水平寬度為55 m，垂直高度為50 m，巷道軸向深度為10 m，巷道沿底掘進，本次模擬取托頂煤厚度為2.8 m，巷道開挖斷面為直墻半圓拱形，直墻高1 m，半圓拱半徑為2.2 m。巷道圍巖視為各向同性均質巖體，巖層材料采用Mohr-Coulomb屈服準則，大應變變形模式，計算模型按巖體分層建立，與巷道實際所處層位巖層柱狀圖基本一致。模型的上邊界條件施加10.75 MPa的應力，模型的底邊界和左、右邊界采用零位移邊界條件，在左、右邊界處，模型的水平位移為零，豎直位移不為零，即單約束邊界；在下部邊界處，模型的水平位移和豎直位移都為零，即全約束邊界；上部邊界不約束，為自由邊界，見圖2。

圖1 二1-13110工作面綜合柱狀圖

圖2 數值模擬邊界條件

2.2 數值模擬方案

為了分析主動支護、被動支護與主被動協同支護在巷道支護中的性能差異，在選取對比方案時略去鐵絲網等因素的影響。運用FLAC3D分別模擬巷道在無支護、主動支護(預應力錨桿+錨索支護)、被動支護(間距為0.8 mU型鋼支護)和主被動協同支護(錨桿+錨索+間距為1.0 mU型鋼協同支護)4種方案的支護情況，見圖3。

2.3 數值模擬結果

巷道圍巖的變形破壞直接影響著礦井的安全生產，對巷道進行支護的目的就是為了防止圍巖變形，保持巷道圍巖的穩定性。從不同支護形式下的巷道表面位移變化、主應力大小和塑性區分布特征3方面來進行分析。

圖3 不同的巷道支護方案模型

2.3.1 巷道表面位移變化情況

不同支護條件下巷道位移變化情況見圖4。可以看出，巷道在開挖后采取不同的支護方式，取得的支護效果也不同。巷道在采取支護的情況下，兩幫移近量和頂底板移近量明顯降低，在采用主被動協同支護時，二者降低幅度最大，分別為80.1%和84.2%，比二者單獨采用時巷道位移量小，表明主被動協同支護體現了優勢，既改善了主動支護時頂板下沉量大，下沉位置集中的缺點，同時減小了被動支護時頂板及兩幫煤層的滑移，這是由于主被動協同支護既充分發揮了主動支護快速提供支護阻力，圍巖被錨固成錨巖支護體共同承擔上部載荷的作用，又協同了被動支護護表能力強，支護阻力大的優點，二者協同合作，“合力”達到控制圍巖變形的目的。說明在托頂煤厚度較大“三軟”煤層條件下，采用U型鋼+錨桿+錨索主被動協同支護時，充分發揮二者的優點，能夠有效控制巷道圍巖的位移量。

圖4 不同支護條件下巷道位移變化情況

2.3.2 巷道圍巖主應力變化情況

不同支護條件下巷道圍巖主應力變化情況見圖5。可以看出，隨著支護阻力和支護強度的增加，巷道煤巖體內部的主應力集中區的應力值及范圍越來越小。當巷道無支護時，巷道四周較大范圍內均為主應力最小值集中區域，巷道周圍主應力值為0.35 MPa；當巷道采用U型鋼支護時，主應力最小的區域主要集中在巷道肩部，而且巷道周圍主應力值增大為0.26 MPa；當巷道采用錨網支護時，主應力最小的區域主要圍繞巷道表面，巷道周圍主應力值為0.22 MPa；當巷道采用主被動協同支護時，主應力集中區域范圍進一步減小，且巷道周圍主應力減小為0.21 MPa。說明隨著支護強度的不斷增加，巷道圍巖力學性能得到了改善，圍巖承載能力有效增強，進而阻止了應力集中區域向圍巖內部移動，在巷道周圍形成了有效的承載結構，減少了圍巖體的變形量，使得巷道能夠處于較穩定的狀態。

圖5 不同支護條件下巷道圍巖主應力變化情況

2.3.3 巷道塑性區分布

塑性區范圍的大小直接關系巷道圍巖受破壞范圍的大小，同時也是錨桿(索)能否有效錨固的基礎。

不同支護條件下巷道塑性區分布情況見圖6。可以看出，巷道在無支護狀態下，塑性區范圍較大，頂板方向塑性區邊界為7～8 m，兩幫方向塑性區邊界為5～6 m，圍巖大面積失穩破壞，因此，巷道開挖后必須進行相應支護。被動支護和主動支護狀態下，巷道塑性區范圍較無支護時有明顯減小，頂板方向塑性區范圍為3～4 m，兩幫方向塑性區范圍為2～3 m，圍巖松動范圍得到了明顯的控制，單一支護形式對巷道圍巖失穩破壞有一定的作用。主被動協同支護狀態下，巷道塑性區范圍較單一支護形式時又進一步減小，頂板方向塑性區范圍為2 m左右，兩幫方向塑性區范圍為2 m左右，表明巷道圍巖比被動支護更加穩定，松動范圍進一步減小，巷道穩定性大大提高。

圖6 不同支護條件下巷道塑性區分布情況

由數值模擬結果可以看出，與被動支護、主動支護2種單一支護形式相比，主被動協同支護改善了圍巖與支護體的相互關系，充分發揮了圍巖的自承能力，整個支護系統的工作阻力得到提高。巷道圍巖達到三向受力平衡狀態，形成共同承載結構，有效阻止圍巖塑性區向深部發展，控制巷道圍巖變形，使巷道趨于穩定。因此，主被動協同支護塑性區范圍較小，能夠有效控制巷道圍巖位移，維持巷道穩定，保證礦井安全生產。

3 結 論

(1)對常村煤礦“三軟”煤層巷道破壞原因進行了分析，由于受滑動構造的影響煤層遭到嚴重破壞，強度極低，且不合理的巷道支護結構是造成該礦巷道難以支護的主要原因。

(2)基于常村煤礦二1-13110機巷的地質條件，構建了4種支護方式的數值模型。數值模擬分析結果表明，主被動協同支護對巷道穩定效果最好。通過對比不同支護方案的支護效果，主被動協同支護條件下巷道表面位移、主應力范圍和塑性區范圍最小，U型鋼和錨桿(索)充分發揮了協同作用，支護效果最好，該支護方案對“三軟”煤層巷道支護具有一定的指導意義。