软岩巷道支护数值模拟研究及工程实践应用

潘建峰

（阳煤集团平舒煤业有限公司，山西寿阳，045499）

0 引言

在煤炭开采过程中软岩巷道时常发生巷道两帮移进、顶板下沉及底鼓等现象，对煤矿生产效率具有非常严重的影响；因此，许多学者对软岩巷道的变形机理、支护方式进行了研究，如：谢小平等[1]以辛置煤矿轨道大巷为研究对象，通过分析软岩巷道变形特性提出“锚注+锚网索喷”联合支护方案；王松柏[2]以贵州某矿车场巷道为研究对象，分析了动压作用下泥化软岩巷道变形破坏特征及影响因素；左建平等[3]通过建立了开槽卸压等效椭圆模型，分析了圆形巷道开槽前后的周边应力场变化规律，对软岩巷道卸压槽开挖方案进行最优；贾进亚等[4]通过分析深部高应力作用下巷道底鼓变形特征，采用FLAC软件模拟不同的加固方案对巷道围岩的控制效果，提出底拱混凝土浇灌+底板锚杆加固的控制措施。基于以上研究成果并结合平舒煤矿轨道大巷围岩特性，采用FLAC数值模拟软件确定巷道支护方案，提出“锚—网—喷—注浆”的联合支护方案，工程实践表明该方案对巷道围岩具有较强的控制作用。

1 地质条件

平舒煤矿轨道大巷布置在-650 m水平，巷道断面为直墙半圆拱形；所采煤层为15#煤，该煤层平均厚度2.33 m，该工作面总体形态为北高南低的单斜构造，煤层倾角2°～10°，平均倾角约为6°；煤层直接顶为灰岩，平均厚度1.65 m，含泥质含量较大，裂隙发育；老顶为泥岩平均厚度5.66 m，以石英为主且裂隙发育。直接底为泥岩平均厚度3.86 m，性脆，断口参差状，含植物根茎化石，致密；老底为砂质泥岩，平均厚度1.52 m。该工作面水文地质条件简单，主要充水因素有：K2下灰岩裂隙含水层，K2灰岩裂隙含水层，K3、K4灰岩裂隙含水层，以上含水层均为太原组灰岩裂隙岩溶含水层。考虑到轨道大巷所在位置及巷道围岩特性，首先采用数值模拟软件对不同支护方案下的巷道围岩变形特性进行分析，确定最终的支护形式，然后进行工程应用，轨道大巷与煤层位置关系见图1。

图1 轨道大巷与煤层位置示意图

2 数值模拟

根据轨道大巷围岩特性，利用FLAC3D建立数值模型，数值模型尺寸（长×宽×高）为：50 m×30 m×50 m，模型顶边界采用应力边界，底边界采用垂直位移固定，左右边界水平位移固定，力学参数见表1。

表1 各岩层力学参数

轨道大巷断面内采用三种不同的支护形式：⑴锚杆支护：锚杆为φ22 mm长度2.4 m，间排距为700 mm×700 mm。⑵锚网索联合支护：锚杆为φ22 mm长度2.4 m，间排距为700 mm×700 mm；锚索φ18.9 mm，长度7.3 m，间排距1 700 mm×1 400 mm。⑶锚注支护：在原有锚杆、索联合支护基础上，分别在巷道围岩四周采用注浆锚杆加固，组成联合支护结构，浆液扩散半径取2 m。通过数值模拟结果，分析不同支护形式条件下巷道顶板下沉量、巷道底鼓量，以选取最佳的支护方案，进行工程应用；数值模拟结果见图2。

图2 不同支护方案下巷道围岩变形量

由图2可以看出：随着运算步数的增加，轨道大巷顶板下沉量和两帮移进量呈现先增加后稳定的变化规律，该规律与实际情况基本相同由此说明数值模拟结果具有一定的可靠性。但不同的加固方式巷道围岩变化程度均有不同：锚杆支护、锚杆索联合支护、锚注支护的顶板下沉量分别为：222 mm、132 mm，22 mm；从数据可以看出锚杆支护的顶板下沉量是锚杆索联合支护顶板下沉量的1.68倍，是锚注支护的顶板下沉量的10倍。锚杆索联合支护顶板下沉量是锚注支护顶板下沉量的6倍，由此说明锚注支护对轨道大巷顶板控制效果最好；锚杆支护、锚杆索联合支护、锚注支护巷道两帮位移量分别为：655 mm、261 mm、41 mm，锚杆支护两帮移进量是锚杆索联合支护两帮移进量的2.5倍，是锚注支护两帮移进量的15.9倍，锚杆索联合支护两帮移进量是锚注支护两帮移进量的6.36倍，由此说明锚注支护对巷道两帮的控制效果最为明显。

3 工程实践应用

通过数值模拟分析可知，采用普通的锚杆或锚杆索联合支护对巷道围岩控制效果较差，难以维持巷道的稳定性，而锚注支护不仅能够起到锚杆索联合支护的效果，围岩注浆后还能充填围岩内部的裂隙将破碎岩体重新固结起来，为锚杆索提高更好的着力点，大大提高了锚杆索的支护作用，因此，轨道大巷采用“锚—网—喷—注浆”的联合支护方案。

3.1 锚网索支护参数

轨道大巷断面设计为直墙半圆拱断面，巷道净断面高度为4.8 m，宽度为5.0 m，直墙高度1.6 m，巷道中心净高度为4.0 m。根据数值模拟结果及现场施工条件，决定采用与数值模拟中相同的支护参数对轨道大巷进行支护；锚杆采用直径为22 mm、长度为2.4 m、强度约为350 MPa的高强度树脂锚杆，预紧力200 kN，间排距为700 mm×700 m，托盘规格为200 mm×200 mm×10 mm（长×宽×厚）。顶板锚索直径为18.9mm、长度为7.3 m，间排距为1 700 mm×1 400 mm；两帮锚索直径为18.9 mm长度为5.3 m，间排距为1 300 mm×1 400 mm，采用250 mm×250 mm×20 mm（长×宽×厚）托盘，预紧力均为250 kN，钢筋网钢筋直径为6.5 mm，网格大小为70 mm×70 mm，网片规格1 000 mm×2 000 mm，钢带为3.5 m长的M5钢带，见图3。

图3 锚杆、锚索布置示意图

喷浆材料是由聚丙烯纤维混合料、速凝剂、水泥按一定比例加水搅拌均匀后采用喷浆机进行喷射；喷浆分两侧进行，初次喷浆是在锚杆、锚索安装完成且达到预紧力之后进行，喷层厚度约为30 mm～50 mm，第二次喷浆滞后巷道60 m～100 m进行，喷层厚度约为50 mm～70 mm。

3.2 全断面注浆支护参数

根据工程实践经验，注浆采用自固式注浆锚杆对巷道围岩进行加固，采用长短孔交替循环注浆，注浆压力及注浆量根据注浆时的实际情况进行确定，但必须采取地压注浆且滞后注浆钻孔根据岩层及可见裂隙进行非对称布置；注浆要求浆液饱满充实，以每个注浆孔不发生跑浆为宜。注浆锚杆长孔锚杆长度为2.5 m短孔长度1.0 m，锚杆直径25 mm，间排距1 700 mm×1 400 mm，注浆锚索长度为5.3 m，直径为18.9 mm，间排距1 400 mm×1 400 mm，注浆断面见图4；注浆顺序为先下后上，先底脚，后两帮、再肩窝、最后注正顶。

图4 注浆钻孔示意图

4 应用效果分析

为了对轨道大巷围岩变形规律进行有效观测，检验“锚-网-索-喷-注浆”支护方案对巷道围岩的控制效果及方案的可行性、科学性；在巷道施工过程中布置相应的矿压观测站点，以巷道围岩变形量为主要监测指标，采用十字交叉法监测巷道围岩的变化情，监测结果见图5。

图5 巷道围岩位移量变化规律

根据巷道围岩表面位移监测数据分析可知：1）在锚注支护后的90d观测时间内，顶板下沉量约为40.07 mm，两帮移进量为55.53 mm，底鼓量为47.71 mm，巷道围岩变形趋于稳定，巷道表面位移已经收敛，此时巷道围岩处于稳定状态，最大位移量均在合理的变化范围内，说明锚注支护对巷道围岩具有较强的控制作用，证明了锚注参数的合理性。2）在锚注支护后25d观测时间，巷道围岩变形量及变形速率较大，此时巷道围岩正处于应力调整期；顶板下沉的最大速率为3.2 mm/d，两帮移尽量的最大速率为3.4 mm/d，底鼓最大速率为5.7 mm/d；25d以后，巷道围岩应力调整基本完成，巷道围岩变形速率逐渐降低，基本趋于零。

5 结论

以平舒煤矿轨道大巷为工程背景，根据轨道大巷围岩特性采用FLAC数值模拟软件建立相应的力学模型，模拟不同支护方案下巷道围岩变形特征，提出“锚—网—喷—注浆”的联合支护方案；工程实践表明：该支护方案有效降低了巷道围岩变形量，顶板下沉量、两帮移进量、底鼓量分别为：40.07 mm、55.53 mm、47.71 mm，均在合理范围内，证明了该支护方案的可靠性及支护参数的合理性。