深部高應力半煤巖巷支護參數優化數值模擬研究

宋家樂，丁 斌，孫利輝，賀慶豐

（河北工程大學 礦業與測繪工程學院，河北 邯鄲 056000）

赤峪煤礦C1206 工作面和回采巷道埋深700 m，最大水平主應力26.69 MPa，屬于深部高應力巷道，巷道原支護設計為錨網索聯合支護，在巷道掘進過程中，巷道兩幫上部出現大變形，且錨桿有隨圍巖整體外移現象，為控制巷道圍巖，亟需對巷道支護參數進行優化。在控制深部高應力巷道圍巖方面，已有相關學者進行了大量研究。余偉健等[1]通過室內試驗、數值模擬、理論計算等方法對半煤巖巷的失穩機制及控制進行研究，提出了以“桁架錨索”為核心的“錨、網、索、梁”綜合支護技術；孟慶斌等[2]揭示了深部高應力破碎軟巖巷道變形破壞特征，提出了“錨網索噴+U 型鋼支架+注漿+底板錨注”分步聯合支護技術；劉剛等[3]通過數值模擬的方法，提出了協同支護理論并將該理論作為深部巷道支護設計的理論依據；王猛等[4]基于錨索對煤巖結構面加固機制的分析，研發了以強力支護、巷幫傾斜穿層錨索為核心的圍巖控制技術；孫利輝等[5-6]分析了巷幫強烈變形破壞特征，研究了巷幫滑移變形機理，提出了巷幫錨注加固技術；李和林等[7]分析了地應力的分布特征及其對巷道布置和穩定性的影響，研發了對稱非對稱聯合支護技術；此外，還有一些學者[8-11]通過數值模擬技術，對深部高應力巷道進行了研究，并提出了巷道支護參數優化的方案。

以上學者對深部高應力巷道進行了卓有成效的研究，本文借鑒其中的研究方法，針對赤峪煤礦2號煤層回采巷道半煤巖巷受深部高應力出現大變形的情況，進行理論計算分析，以赤峪煤礦2 號煤層工作面回采巷道為背景，在原支護的基礎上，進行錨桿材料及錨桿、錨索間排距的優化，運用有限差分軟件FLAC3D 構建數值模型并進行計算模擬，在巷道表面及巷道深部設置監測點，對巷道圍巖變形、應力及塑性區進行對比分析，選取最優的支護方案。

1 概況

赤峪煤礦C1206 工作面位于該礦中央一采區北翼下部，工作面總體上沿南北向布置。C1206 工作面頂底板柱狀圖如圖1 所示，2 號煤位于山西組的中上部，煤層厚度0.85 ～1.7 m，平均1.6 m。直接頂為砂質泥巖，厚度在3.7 m 左右，老頂為粉砂巖，厚度在3.5 m 左右；直接底為砂質泥巖、泥巖為主，厚度在3.5 m 左右。實測原巖最大主應力為水平主應力，量值為26.69 MPa，方向為NE126.4°，C1206 工作面順槽巷道與最大水平主應力夾角為86°，屬大角度斜交。

圖1 C1206 工作面頂底板柱狀圖Fig.1 Cylindrical chart of roof and floor of No.C1206 Face

C1206 工作面順槽沿2 號煤層頂板布置，設計斷面為矩形，為半煤巖巷。巷道原支護設計采用錨網索聯合支護，其中頂板錨桿規格為φ20 mm×2400 mm 的Q500 左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距為860 mm×1000 mm；頂板錨索規格為φ18.9 mm×6200 mm，間排距為1800 mm×2000 mm；巷幫煤體中錨桿規格為φ18 mm×2400 mm 的Q335 左旋螺紋鋼錨桿，巖體中錨桿規格為φ20 mm×2400 mm 的Q500 左旋螺紋鋼錨桿，間排距為850 mm×1000 mm；采用φ6mm 的盤條焊制鋼筋網護表；錨桿托盤規格為150 mm×150 mm×12 mm 的球型托盤，錨索托盤規格為300 mm×300 mm×18 mm高強托盤。

實測現場巷道圍巖變形破壞較大，其中較突出的是巷幫煤巖界面部位，變形高達0.5 m，并伴有錨桿整體隨圍巖外移的現象，一旦工作面開采圍巖變形，將難以滿足巷道的正常使用。圖2 對原支護結構進行的數值模擬也進一步驗證了巷道圍巖變形破壞規律，巷幫塑性區范圍遠大于錨桿長度，錨桿作用減弱，需要對巷道支護參數進一步優化，保證巷道服役期內正常使用。

圖2 原支護條件下巷道圍巖破壞圖Fig.2 Failure diagram of surrounding rock under original support

2 半煤巖巷支護參數優化模擬分析

2.1 數值模型構建

基于C1206 工作面的開采地質條件，構建長×寬×高為50 m×50 m×50 m 的數值模型。采用摩爾庫倫本構模型，在模型的左、右、前、后邊界均施加水平約束，底邊界施加水平及垂直約束，上邊界為自由邊界，施加垂直方向載荷17.25MPa。巷道斷面為矩形寬×高為4.5m×3.3m，巷道沿2號煤頂板布置，屬于半煤巖巷，巷幫上部為煤層、下部為巖層。根據巷道支護理論和赤峪煤礦實際條件設計3 個支護參數優化方案，見表1。煤巖物理力學參數見表2。

表1 錨桿（索） 支護參數Table 1 Bolt(cable)support parameters

表2 巖體力學參數Table 2 Mechanical parameters of rock mass

2.2 模擬結果分析

2.2.1 3 種支護方案下巷道圍巖變形分析

圖3 為3 個支護方案的巷道圍巖移近量曲線，圖中移近量數值正負與坐標軸正負方向一致。由圖可知，方案一、二、三頂底板移近量分別為69.22、95.27、161.49 mm，方案一、二、三兩幫移近量分別為68.31、287.49、711.58 mm。總體上看，方案一對巷道圍巖變形控制效果最優；頂底板的變形分布具有明顯的對稱特性，圍巖最大移近量均位于巷道頂、底板的中央部位；對比3 個方案，其中頂底板移近量方案一、二較方案三分別減小了92.25 mm、66.22 mm，兩幫移近量方案一、二較方案三分別減小了92.25 mm、219.18 mm，進一步說明方案一在支護強度、圍巖控制方面的優勢。對比巷幫的變形可以發現，受巷幫上部為煤體下部為巖體的條件影響，巷幫上部變形明顯大于下部，方案一和方案二均需要加大對巷幫煤體的支護強度。

圖3 巷道圍巖移近量曲線Fig.3 Convergence curve of roadway surrounding rock

2.2.2 3 種支護方案下巷道圍巖控制效果分析

圖4 為巷道圍巖綜合分析曲線，由圖可知，方案一、二、三圍巖垂直應力集中區分別位于巷幫圍巖2.0、2.3、3.3 m 處，對應的垂直應力峰值分別為37、34、30 MPa；方案一、二、三圍巖水平應力集中區分別位于頂底板圍巖1.8、2.0、2.0、2.1、2.1、2.2 m 處，對應的水平應力峰值分別為35、65、34、55、32、52 MPa；圍巖應力曲線均呈現先增大后減小的趨勢，應力峰值隨著支護強度的增大而增大，支護強度越大，應力集中區越靠近巷道表面。圍巖應力曲線均呈現先增大后減小的趨勢，應力峰值隨著支護強度的增大而增大，支護強度越大應力集中區越靠近巷道表面。巷道圍巖變形呈現遞減趨勢，其中頂板變形出現了“三段式”變化，第一段以錨桿長度為節點，在頂板圍巖2.4 m 處產生變化，位移增量第一次降低，此時，頂板圍巖主要受錨索的控制作用；第二段以錨索長度為節點，在頂板圍巖6.8 m 處產生變化，位移增量出現第二次降低，在頂板圍巖10.0 m 處，圍巖依舊存在大于15 mm 的變形區域，說明巷道頂板破壞影響深度較大；巷幫變形出現了“兩段式”變化，以錨桿長度為節點，在巷幫圍巖2.4 m 處產生變化，位移增量急劇降低，位移曲線逐漸趨于平緩，在巷幫圍巖6.0 m 處，位移增量基本為0，說明巷道兩幫破壞的影響深度遠小于頂板破壞的影響深度。方案一兩幫塑性區主要位于煤幫區域，底板塑性區只分布于幫角附近；方案二兩幫塑性區除煤幫區域外，塑性區從巷道底角向煤幫區域發展，底板塑性區從巷道底角向底板中部發展；方案三兩幫塑性區進一步向深部發展，塑性區遠遠超出錨桿的支護范圍，方案三已不能有效控制圍巖變形。

圖4 巷道圍巖綜合分析曲線Fig.4 Comprehensive analysis curve of roadway surrounding rock

2.2.3 3 種支護方案下巷道圍巖變形破壞分析

圖5 為巷道圍巖塑性區及支護體受力圖，由圖可知，方案一模型中剪切破壞單元面積為17.892 m2，占巷道圍巖破壞區的99.114%，張拉破壞單元面積為0.16 m2，占巷道圍巖塑性區的0.886%，同時受到張拉破壞與剪切破壞的單元面積為0.158 m2，占巷道圍巖塑性區的0.875%；方案二模型中剪切破壞單元面積為28.73 m2，占巷道圍巖塑性區的98.762%，張拉破壞單元面積為0.36 m2，占巷道圍巖塑性區的1.238%，同時受到張拉破壞與剪切破壞的單元面積為0.292 m2，占巷道圍巖塑性區的1.004%；方案三模型中剪切破壞單元面積為49.422 m2，占巷道圍巖塑性區的97.943%，張拉破壞單元面積為1.038 m2，占巷道圍巖塑性區的2.057%，同時受到張拉破壞與剪切破壞的單元面積為0.938 m2，占巷道圍巖塑性區的1.859%。巷道圍巖以剪切破壞為主，發生輕微的張拉破壞。巷道圍巖剪切破壞隨著支護強度的降低，在巷道頂板及巷道兩幫上部位置向圍巖深部發展，巷道下幫角發生的輕微剪切破壞，順著滑移線方向向圍巖深部發展；巷道兩幫上部表層同時產生的剪切破壞與張拉破壞，沿著兩幫表面擴展；煤巖分界面處發生微小的張拉破壞，沿著煤巖分界面向圍巖深部發展。

圖5 巷道圍巖塑性區及支護體受力情況Fig.5 Plastic zone of roadway surrounding rock and stress condition of supporting body

方案一、方案二的錨桿、錨索的應力集中區分布在自由端，方案一的錨桿最大受力為80 kN，錨索最大受力為107 kN，方案二的錨桿最大受力為85 kN，錨索最大受力為112 kN；方案三兩幫上部錨桿的應力集中區分布在錨固段，錨桿的最大受力為200 kN，頂板中部及兩幫幫角的錨桿、錨索的應力集中區分布在錨固段端頭位置，錨桿的最大受力為100 kN，錨索的最大受力為130 kN。通過分析可得方案二錨桿錨索受力較合理。

綜合以上分析，方案一巷道圍巖變形最小，方案三巷道圍巖變形最大；方案一、二均能有效控制巷道圍巖變形，方案三兩幫上部錨桿不能有效控制巷道兩幫變形。通過經濟效益以及是否能夠有效控制圍巖2 個方面綜合考慮，巷道支護選擇方案二。

3 結 論

基于赤峪煤礦2 號煤層回采巷道半煤巖巷的圍巖性質，進行巷道支護優化，能夠同時兼顧經濟與安全，有效的保證巷道圍巖穩定。

（1） 工作面的最大主應力與巷道大角度斜交，近似垂直，巷道極易在局部及頂底板出現大變形破壞；巷道原支護方案，支護強度較小，不能夠有效控制巷道圍巖變形。

（2） 通過巷道圍巖應力、變形、塑性區及錨桿、錨索受力等方面的綜合分析，方案一、二為優選方案。相較于方案一，方案二在有效控制巷道圍巖變形的基礎上，進一步降低了支護成本，提高了經濟效益。綜合分析，方案二為最優方案。方案二采用的長度為2.4 m、間排距為0.8 m 的錨桿和長度為6.8 m、間排距為1.6 m 的錨索對巷道圍巖進行支護，該方案能夠有效地控制巷道的圍巖變形，滿足巷道正常使用的要求。