破碎區域聯合支護的數值模擬與分析

吉艷平

（山西澤州天泰和瑞煤業有限公司， 山西 晉城 048012）

引言

錨桿支護作為一種高效經濟的支護工具，在井下煤礦的使用已有百年的歷史[1]。但為適應深部地質開采條件，在破碎區域僅僅依靠錨桿支護難以保障煤炭資源的安全開采，因此需要同時使用錨網、錨索等工具進行聯合支護工作[2]。FLAC3D 是一種應用廣泛的巖土力學分析軟件，本文以和瑞煤業3 號煤層巷道支護為例，設計出適合其地質條件的聯合支護參數，并以FLAC 3D 3.0 版本為計算基礎進行了模擬計算[3-4]，以供參考。

1 巷道支護概況

和瑞煤業井田內地質構造簡單，通過對礦井地應力的觀測，主要受垂直地應力影響較大，水平應力較小。3 號煤層平均厚度5.87 m，巷道煤巖層的原巖地應力遠小于3 號煤層的煤巖體強度，根據巷道煤巖層的實際條件發現，普氏系數為2.0，圍巖有部分松軟，復采巷道頂板破碎，支護具有一定難度。

2 計算切眼錨桿、錨索支護參數

為確保礦井工作面安全生產，回采工作面切眼將布置在實體煤中。據礦井南翼巷道附近揭露煤層顯示，切眼沿3 號煤層底板掘進，為矩形斷面，斷面積、凈寬、凈高分別為13.52 m2、2.6 m、5.2 m；掘進寬度、高度分別為5.4 m、2.7 m，斷面積14.6 m2，為全煤巷道。由于部分區域較為破碎，為保證破碎區域的安全穩定，決定采用錨網梁索聯合支護技術。

2.1 錨桿支護參數

2.1.1 錨桿長度的確定

懸吊作用理論表明，錨桿的長度（L）包括錨桿外露長度（L1）+錨桿有效長度（L2）+錨桿固定長度（L3）。L1包括墊板和螺母，常規厚度約0.05 m；通過M.M.普羅托奇雅可諾夫的拋物形壓力拱理論，得出冒落帶高度，從而計算出頂錨桿L2為2.05 m、幫錨桿為1.41 m，通常L3取值為0.3 m。因此計算頂錨桿和幫錨桿設計長度按規格均選擇為2.4 m。

2.1.2 錨桿間排距的確定

頂、幫錨桿間排距需要根據懸吊載荷大小來確定，結合本礦井開拓巷道實際支護參數，計算出錨桿錨固力為105 N，根據“工程類比法”，當頂（幫）錨桿取高強左旋螺紋鋼錨桿（Φ20 mm）時可以滿足設計要求，間排距定為800 mm、800 mm。

2.1.3 錨桿直徑的確定

根據式（1），以錨桿桿體承載力與錨固力等強度為原則可以計算出錨桿直徑。

式中：d 為錨桿直徑，m；Q 為錨桿錨固力，取105 kN；σt為錨桿桿體材料的設計抗拉強度，取455 MPa。

將相關數據代入式（1）得：d=17.1 mm，滿足支護需要的條件是錨桿直徑大于17.1 mm。結合該礦井開拓、準備巷道實際支護參數，同時通過“工程類比法”，設計頂錨桿取Φ20 mm 的高強左旋螺紋鋼錨桿。

綜上，設計切眼煤柱頂錨桿和幫錨桿均采用直徑20 mm、長度2 400 mm 的高強左旋螺紋鋼錨桿；切眼回采幫錨桿采用直徑20 mm、長度2 400 mm 的玻璃鋼錨桿；所有錨桿間排距均為800 mm、800 mm。

2.2 錨索支護參數

2.2.1 錨索長度

錨索長度（X）為錨索外露長度（X1）、潛在不穩定巖層高度（X2）與錨索錨固長度（X3）的總和。錨索外露長度X1取0.25 m；X2可以取巷道跨度，則為5.4 m；錨索錨固長度X3為1.55 m，則錨索總長度為7.2 m，按設計規格定為8.0 m。

2.2.2 錨索間距

錨索間距設計采用“五花”布置，其中三根錨索為一排，兩根錨索為另一排，錨索間距為1 600 mm，切眼掘進寬度為5.4 m。

2.2.3 錨索排距

錨索排距取決于錨桿失效時，錨索所承擔的巖石重量。根據式（2）可以確定錨索排距：

式中：N 為錨索數目，采用“五花”相間布置，取每排2.5 根（巷掘寬5.4 m）；K 為安全系數，取2.0；P斷為錨索最低破斷力，取353 kN；B 為巷道掘進掘寬，取4.7 m；D 為錨索排距，m；∑h 為懸吊巖石厚度，取圍巖松動圈冒落高度2.05 m；∑γ 為懸吊巖石平均容重，巷道上方有平均3.1 m 厚頂煤，綜合取21.7 kN/m3。

綜上，經計算錨索排距D≤7 840 mm，結合該礦井開拓、準備巷道實際支護參數，錨索排距設計定為1 600 mm。并對支護效果進行隨時監測。當發現支護效果差或圍巖條件差時，應及時縮減錨索排距。

綜合以上計算結果，設計切眼錨索采用高強度預應力鋼絞線，直徑為17.8 mm、長度為8 000 mm，采用“五花”布置，其中三根錨索為一排，兩根錨索為另一排，錨索間排距均為1 600 mm。

3 工作面開切眼數值模擬

本次數值模擬不涉及大面積開挖，主要模擬錨桿和錨索聯合支護下，對圍巖的相互作用問題，因此采用FLAC3D 三維數值計算軟件進行計算。

在模型建立過程中，對巖層（煤線）厚度小于0.4 m的區域進行合并，便于減小重要區域網格尺寸差異。三維計算模型尺寸為長×高×寬=84.2 m×80.3 m×30 m，共劃分7 968 個單元，9 842 結點，模型共分15層，巖性為粉砂巖、泥巖、砂質泥巖、石灰巖、砂質泥巖、細砂巖等。采用Mohr-Coulomb plasticity model 本構模型，應變模式采用大應變變形模式，模型上部模擬上覆巖層的重量，按照巷道埋深來估算靜水壓力狀態[5]。側壓系數取λ＝1，結合大巷附近鉆孔ZK2-4 見煤情況，3 號煤層位于大巷施工區域，埋深約220 m。模型水平邊界限制x 方向的位移，底邊為固定約束，即模型沿軸向z 向沒有位移，如圖1 所示。

圖1 數值模型示意圖

4 模擬結果分析

4.1 應力分析

如圖2-1 切眼圍巖垂直應力云圖，巷道掘進導致垂直應力在巷道兩幫各出現一個應力集中程度明顯的區域。巷道兩幫垂直應力峰值為8.93 MPa。圖2-2切眼圍巖最小主應力云圖，在當前地質條件下，巷道支護強度能夠滿足圍巖穩定要求時，巷道周邊圍巖不會出現明顯的大面積拉應力區。

圖2 切眼開挖后圍巖應力（Pa）云圖

從圖3 切眼圍巖塑性區分布圖中可以看出，隨著巷道的開挖，受剪進行入塑性狀態是巷道圍巖主要表現方式。巷道底板由于裸支護，局部出現受拉而處于塑性狀態，切眼圍巖均未出現破壞情況，且巷道圍巖塑性區均在錨桿錨固范圍內，說明巷道總體支護情況較好。

圖3 切眼圍巖塑性區分布圖

4.2 位移分析

采用聯合支護前后的切眼圍巖垂直位移和水平位移云圖如下頁圖4 所示。切眼開挖后，未采用聯合支護工況下切眼頂板最大下沉量為165 mm，最大底鼓量為63 mm（見圖4-1）；左幫表面最大位移量、右幫表面最大位移量分別為68 mm、69 mm（見圖4-3）。采用錨網梁索聯合支護后巷道圍巖變形量大幅減少，特別是切眼頂板下沉量降幅明顯，最大下沉量116 mm（見圖4-2），圍巖最大變形量43 mm（見圖4-4），切眼巷道整體上變形較小，可以滿足使用需求。

圖4 錨網梁索聯合支護前后切眼圍巖位移（單位：mm）云圖

5 結論

FLAC3D 作為一款數值應用廣泛的巖土力學分析軟件，可以有效地驗證井下巷道圍巖應力的變化情況，根據對靈石某礦的聯合支護技術研究分析，得出以下結論：

1）切眼巷道掘進后，巷道兩幫各出現一個應力集中程度明顯的區域，垂直應力峰值達到8.93 MPa。

2）根據最小主應力云圖，在當前地質條件下，切眼周邊圍巖均未出現明顯的大面積拉應力區，說明圍巖穩定，可以滿足巷道支護強度。

3）巷道開挖后，巷道圍巖主要表現受剪進行入塑性狀態，巷道底板由于裸支護，局部出現處于塑性狀態下受拉情況，沒有破壞切眼圍巖，同時巷道圍巖塑性區均在錨桿錨固范圍內，說明巷道總體支護情況較好。

4）切眼巷道采用錨網梁索聯合支護后，巷道圍巖變形有所降低，尤其頂板下沉量改善最為明顯，切眼巷道變形較小，可以使用。