大柳煤礦深部軟巖巷道支護技術數值模擬研究

李治祥，王福奇，田斌，吳軍，經來旺，張瀚文

(1. 華亭煤業大柳煤礦有限公司，甘肅省平涼市，744100；2.安徽理工大學光電和力物學院，安徽省淮南市，232001；3. 安徽理工大學深部煤礦采動響應與災害防控國家重點實驗室，安徽省淮南市，232001)

現階段我國西部地區煤炭開采過程中井下巷道變形破壞程度十分嚴重，面臨著嚴峻的軟巖巷道支護難題[1]。以甘肅華亭煤業大柳煤礦為例，1405工作面進風巷道掘進初期便發生嚴重底鼓變形，隨后全斷面收縮變形，局部區域受淋水影響支護結構近乎失效。具體表現在頂板最大下沉量達800 mm，幫部最大內移量達1 000 mm，墻角最大鼓出量達1 200 mm，底鼓最大變形量達1 800 mm。目前該通風巷道已開展多輪刷幫臥底再支護工作(由于井工礦井巷道受地壓的原因，巷道兩側會往回聚，巷道的頂板和底板會產生下沉和底鼓，這樣巷道的斷面就不夠，會帶來不安全因素，這時就需要對巷道兩側和底板進行修復，修復巷道兩幫就叫“刷幫”，修復底板就叫“臥底”，也叫“起底”)，但變形情況仍然沒有得到改善。

學者們針對軟巖巷道大變形問題給出了多種支護方案[2-5]，例如薛維培在許疃煤礦南翼運輸大巷支護設計時提出錨桿與金屬支架相互增強技術[6]；彭巍針對大雁礦區軟巖巷道變形特征以及礦壓作用情況，提出以錨噴支護為主體U型鋼為輔的綜合支護技術[7]；郭相平根據新元煤礦9102原回風巷大變形情況，設計出全錨索支護方案[8]。需要強調的是根據巷道所處地質條件、圍巖應力狀態等制約因素不同，相應地支護設計方案也不相同。

筆者以甘肅華亭煤業大柳煤礦1406工作面回風巷道為研究對象，從蠕變變形控制問題入手，采用ABAQUS數值模擬方法研究錨桿+錨索+注漿一體化支護對巷道圍巖變形的控制情況，為支護方案優化設計提供參考依據。

1 工程概況

1406工作面回風巷道與1405工作面采空區相鄰，巷道斷面為梯形，上頂寬4.70 m、下底寬5.40 m、高4.55 m，巷道兩幫和底板均處于4號煤層，煤層埋深在500～600 m，可采厚度4.46～8.29 m，普氏系數0.7，含夾矸0～2層，夾矸厚度0～0.6 m，4號煤層圍巖柱狀如圖1所示。由于1406工作面回風巷道面臨2個附近工作面重復采動作用，巷道圍巖受到二次擾動影響，應力分布更加復雜且支護難度較大。

圖1 4號煤層圍巖柱狀

2 數值模擬研究

2.1 蠕變本構模型

數值計算采用Drucker-Prager Creep模型：εc(t)′=Aqntm，兩邊同時對t求積分，如式(1)所示：

(1)

式中：εc(t)——某一時刻的應變；

A、m、n——蠕變參數；

q——圍巖壓力；

t——時間；

c——常數，取0。

2.2 模型介紹

數值分析模型為50 m×50 m×4 m的三維立體模型，巖層分布如圖1所示，中間部分是煤層。巷道為一條等腰梯形巷道，上頂寬4.70 m，下底寬5.40 m，腰長4.56 m，高4.55 m。圍巖共劃分出17 220個C3D8R結構單元，錨桿/錨索使用三維線作出，Assombly模塊與巖體模型組裝在一起，通過嵌入的方式定義錨桿/錨索與巖體之間地相互作用，共劃分出1 659個T3D2桁架單元。模型左右邊界X方向位移、前后邊界Y方向位移均設定為零，上覆巖層壓力12.575 MPa，重力加速度10 m/s2，水平側壓系數0.75[9]，模型荷載及邊界條件如圖2所示。

圖2 模型荷載及邊界條件

2.3 支護方案設計

采用錨桿+錨索+注漿一體化支護方案，頂板錨桿采用Φ22 mm×2 400 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，兩幫采用Φ17.8 mm×3 650.0 mm高強鋼絞線錨索，間排距均為800 mm×800 mm，頂板錨索采用Φ21.8 mm × 7 300.0 mm高強鋼絞線錨索，布置形式為3-4-3交錯排列，間排距為1 500(1 600) mm×800 mm。頂部長錨索與短錨桿交錯布置，具體錨桿/錨索斷面布置如圖3所示。由于受地下水和局部淋水影響，巷道底板巖層泥化現象非常嚴重，故在錨桿+錨索支護基礎上，分別進行底部注漿和三幫注漿，注漿范圍為巷道底部和幫部順其方向向外延伸5.5 m的圓弧區域[10]。數值計算過程中，將模型分為上部圍巖、煤體、注漿后煤體、下部圍巖，相應的計算參數見表1。

圖3 錨桿/錨索3-4-3斷面布置

表1 數值計算參數

續表1

3 數值計算結果分析

為了更清晰地分辨不同方案支護效果的差異，共開展了4種支護方案下的數值分析，依次是未支護、錨桿錨索支護、錨桿錨索支護+底部注漿、錨桿錨索支護+三幫注漿。

3.1 Mises應力分析

Mises是一種綜合考慮了第1、第2、第3主應力的強度準則(主應力是指物體內某一點以法向量的微面積元上剪應力為零時的法向應力，根據受力物體內任意一點的應力狀態，都可取1個直角坐標系(x、y、z)，使3個坐標軸分別與互相垂直的3個主應力方向重合，這3個軸就叫作主應力軸，又按主應力的大小，即σ1>σ2>σ3的順序，分別稱之為最大主應力軸、中間主應力軸和最小主應力軸)，可以用來評價疲勞、破壞等現象。Mises應力是基于剪切應變能的一種等效應力，其值見式(2)：

(2)

式中：σ——Mises應力；

σ1、σ2、σ3——第1、第2及第3主應力。

模擬不同支護方案下，3個月蠕變后Mises應力分布如圖4所示。圖4(a)中由于煤層較軟的緣故，Mises最大應力位于巷道左右上方圍巖內，最大值達到13.67×106Pa；圖4(b)中Mises最大應力集中位置分布在巷道幫部和底部，近似呈閉合狀，顯然增加錨桿錨索支護后巷道幫部及底部Mises應力值增加；當對巷道底部進行注漿補強支護后，如圖4(c)所示，最大應力主要集中在底部注漿區域；圖4(d)則是三幫注漿補強支護后，Mises應力值得到明顯提高，最大值達到15.01×106Pa，應力集中區域在巷道兩幫位置且呈對稱分布。

圖4 不同支護方案3個月蠕變后應力分布

3.2 位移分析

不同支護方案下3個月蠕變后位移分布如圖5所示。由圖5(a)可以看出，巷道最大位移發生在巷道兩幫處，左右兩幫位移達到3.100 m，底鼓位移也發生較大的位移變形，達到1.376 m，巷道基本被堵死，不能進行正常的生產活動。由圖5(b)可以看出，位移情況發生很大變化，兩幫的位移變形由未支護的3.10 m減少為0.49 m，減少了84%以上，效果比較明顯；底鼓位移變形由未支護的1.37 m減少為0.88 m，減少了0.49 m，兩幫錨索對底鼓位移也產生了一定的抑制作用；頂板下沉由未支護的0.88 m減小為0.10 m，減少了0.78 m；頂部3-4-3式錨桿錨索支護對頂板下沉而言效果顯著。相對于圖5(b)而言，圖5(c)中兩幫位移由0.490 m減少為0.418 m，頂部下沉位移基本沒有變化，底鼓位移由0.88 m減小為0.29 m，減少0.59 m，底鼓基本上得到了控制；底部注漿在錨桿錨索基礎上對底鼓位移起到了很大的控制作用。相對于圖5(c)而言，圖5(d)中兩幫位移變形由原來的0.418 m減小為0.245 m，減少0.173 m，但是底鼓位移由于兩幫位移下沉，導致底鼓位移由原來的0.29 m增加為0.36 m，增加0.07 m。

圖5 不同支護方案3個月蠕變后位移分布云

3.3 三幫中點蠕變位移分析

為便于進一步分析，在巷道周邊取4個關鍵點，關鍵點1是巷道頂板中點、關鍵點2和3是巷道左右兩幫中點，關鍵點4是巷道底板中點，由此可繪制出三幫中點蠕變位移曲線[11]，如圖6所示。由圖6(a)可以看出，未加支護時，頂板下沉隨著蠕變時間的增加而增大，3個月后下沉達到0.88 m，加錨桿錨索后頂板下沉起到抑制作用，最大達到0.08 m，相對于未支護減少了0.80 m，不同組合的注漿支護相對于加錨桿錨索支護而言，對頂板下沉位移基本沒有起作用。由圖6(b)可以看出，未加支護時，右幫位移隨蠕變時間的增加而迅速增大，最大位移達到3.1 m，若不做支護處理，巷道會因兩幫變形的增大而堵塞。加錨桿錨索支護后，兩幫位移起到很好的抑制作用，隨蠕變時間的增長位移達到穩定值。不同形式的注漿，尤其是三幫注漿后，兩幫位移為0.24 m，達到巷道支護要求。由圖6(c)可以看出，未加支護時，底鼓位移迅速增加，在3個月的蠕變時間內，最大底鼓量達到1.37 m，在錨桿錨索支護+三幫注漿時，底鼓變形最大達到0.36 m，但在錨桿錨索支護+底部注漿時，底鼓變形量最大為0.29 m，明顯減少。

圖6 三幫中點蠕變位移曲線

4 結論

(1)Mises應力分析結果表明，與未支護和幫頂錨桿錨索支護相比，注漿后的Mises應力有所提高，表明圍巖的強度提高，注漿區能承擔一部分應力集中情況，應力在巷道圍巖相對較近的地方達到峰值，說明圍巖松動圈半徑變小。

(2)位移變形結果表明，與未支護巷道變形相比，在幫頂加錨桿錨索支護對巷道變形起到了很好的抑制作用，但是注漿支護后效果更加明顯，可以達到安全生產的要求，進一步證明注漿支護在抑制巷道變形方面起到了良好的作用。

(3)巷道兩幫和頂底板之間是相互作用的統一體，加強幫部支護在提高幫部強度的同時還能夠改善頂底板受力狀況，提高巷道整體穩定性。數值分析結果表明，控制幫部位移在一定程度上可以減少底鼓的上升量，說明幫部強化對底鼓位移有很好的抑制作用。