石窟煤矿巷道支护技术的数值模拟研究与应用

张继兵

（山西煤炭运销集团三元石窟煤业有限公司，山西长治，047500）

1 引言

煤矿巷道作为煤矿生产运作的主要场地之一，其支护研究面对各个煤矿复杂且不尽相同的地质条件要实现支护费用、施工难度以及安全性等多个方面的合理统一，这成为当代巷道支护的重要研究课题，长久以来通过煤矿现场监测、大量的物理力学实验、理论计算研究方法以及便捷准确的数值方法成为该项研究的主要方法，使得巷道支护的研究结果在兼具准确性的同时大大提高了研究的预测范围，同时随着数值模拟技术的发展多种研究方法和多维度的研究相结合为巷道支护研究提供了更为理想的平台。董方庭[1]、侯朝炯[2]、柏建彪[3]等通过采用多种方法对巷道支护进行了研究。本文根据石窟煤矿地质条件结合前人的研究，针对不同支护方式在该煤矿巷道的支护效果应用FLAC3D数值模拟与现场实测分析的方法证明注浆法支护可以更加有效的控制巷道围岩的位移变形，为之后同类型巷道复合支护提供一定的参考。

2 巷道支护

煤矿巷道支护中控制巷道压力是首要问题，科学的支护方法应将巷道围岩残余的部分强度加以考虑，通过支护措施与该部分残余强度配合来达到最为理想的加固围岩支护巷道的最终目的[4]，为达到此目的一般应在巷道支护中遵循以下基本原则：（1）利用混凝土等材料的覆盖减缓或中断围岩受到作业环境中空气及水分的侵蚀从而保持围岩的强度，并进一步应用锚杆、锚索注浆等支护方法对围岩进行直接的加固，提高破碎围岩的整体性形成相互作用的完整支护结构；（2）支护材料的合理选择直接决定着支护效果，刚性支护一般应用于地应力较为简单的工况中，当压力较大时支护材料的弹性可以维持支护结构的整体性，维持围岩的主动承载能力。（3））通过长久的工程现场研究可得二次支护可以进一步对巷道破碎围岩进行封闭支护，在减缓围岩受到的侵蚀的同时一定幅度提高支护强度从而保持巷道支护的持久性[5]。

3 数值模拟分析

本文根据石窟煤矿某运输巷道及顶底板地质情况如图1所示，建立FLAC3D数值计算模型，其中模型中各岩层按照表1提供的参数进行依次赋值，依照圣维南原理确定模型的大小为65 m×20 m×75 m，共计生成77 282个单元共101 550个节点，模型四周设置为水平边界，模型底部限制自由移动，模型上部为自由边界，巷道埋深为280 m模型未建立部分土层通过施加均布的地应力荷载来实现，模拟开挖工程中采用一次开挖全部，并同步采取相应支护措施的方法。

图1 模型建立岩层分布表

表1 模型建立岩体力学参数表

为对比不同支护方法在石窟煤矿巷道的支护效果模拟中采用三种不同的支护方式进行多指标的纵向对比，分别为无支护式、锚杆+锚索+型钢+喷浆的复合支护式以及锚杆+锚索+型钢+注浆的复合支护式，且为研究支护方式的不同效果各支护方式中采用的材料相同。同时根据悬吊及组合拱锚杆支护理论计算锚杆的长度，应用自然平衡拱理论计算帮锚杆的长度，具体长度:

式中:L—锚杆长度，m；

L1—外露锚杆长度，0.15 m；

L2—锚杆有效长度；计算中顶锚杆等于b，帮锚杆等于S；

L3—锚入岩层内深度，1.2 m；

其中b为普氏免压拱高,S为煤帮破坏深度。

式中：B—巷道跨度，取为5.0 m；

H—巷道高度，取为3.2 m；

fd—巷道顶板岩层普氏系数，取为3；

ωb——巷道两帮岩体内摩擦角，取71°

计算得出b=1.01 m，

煤巷两帮破坏深度S由下式确定：

式中:fm—煤层硬度系数，取3；

H—煤层厚度，取3.2 m；

φ—煤的内摩擦角，28°

计算得出S=0.64 m，故得L顶锚杆≥2.36 m；L帮锚杆≥1.99 m。最终实际支护顶锚杆长度确定为2.5 m，帮锚杆长度确定为2.0 m，即顶板锚杆采用φ22×L2 500 mm螺纹钢锚杆，两帮锚杆采用φ22×L2 000 mm，锚杆的间排距为800 mm×800 mm；每个断面采用15根锚杆，其中9根2.5 m，6根2.0 m，5根锚索，每根锚固段长为1 500 mm，锚索紧固后外露长度150 mm～250 mm；灌浆厚度500 mm，注浆及喷浆材料使用水泥：沙子：水=1:3:0.4制成，材料参数如表2所示，巷道加固断面布置如图2所示。

表2 模型支护材料力学参数表

图2 巷道支护结构图

图3 不同支护条件下巷道变形云团

模拟结果如图3所示，相较于图3-A无支护条件下掘进巷道围岩位移较大，其中巷道顶板沉降量峰值为300 mm，最大底鼓量为250 mm，两帮变形最大值为200 mm；而模拟B、C在锚杆、锚索、浆液以及型钢的复合支护条件下巷道围岩稳定性大幅度提高，其中注浆复合支护的控制效果更为明显，顶板位移量减少近270 mm而底鼓量减少约180 mm，两帮移近量也控制在30 mm以内这样可以最大化的保持了巷道的稳定性；图3-B显示喷浆法的复合支护在围岩控制中虽然起到了一定的作用围岩位移量均有所改善，但由于喷浆支护法通过锚杆锚索将顶板及两帮的破碎岩体重新拉结为受力拱形，其上部应力向底板中释放形成一定范围的应力集中会加剧底板隆起，相反注浆法复合支护通过提高巷道围岩的整体性及稳定性使地应力的作用分布更加均匀，这样可以进一步达到提高巷道围岩稳定性的目的。

图4 不同支护条件下巷道围岩塑形区分布图

如图4所示，采用喷浆法进行巷道加固后，一定程度上降低了两帮和顶板塑性区的扩展，形成该区域塑性区大小约为1.5 m～2.0 m左右，此时底板处未加强支护状态，塑性区不断扩大其范围超过2.5 m。采用注浆法对巷道进行加固后采掘造成的塑性区大小约为0.5 m左右，在巷道肩部、底角形成应力集中，此处的塑性区范围相对较大约为0.5 m～1.0 m左右。通过对比巷道塑性区域和巷道围岩的变形可知在石窟矿应用相同规格的锚杆锚索支护过程中注浆法优于喷浆法。

实际应用中巷道顶板沉降可以反映巷道围岩在支护后的稳定性情况，本次监测内容为石窟煤矿巷道应用灌浆法复合支护后顶板下沉量，此次观测共布置3个测站，间隔40 m，监测周期为30天。如图5所示模拟结果与实测数据在变形趋势上基本相同，表明此次模拟结果可以作为今后实际施工的参考。

图5 注浆法支护顶板下沉监测曲线图

从断面1开始应用注浆法支护后巷道顶板沉降量在前15 d增长明显，其中最大值为断面1监测到的90 mm，随后顶板位移变形速率不断减小，沉降逐渐趋于稳定。对比三个断面监测曲线其变化规律基本一致，随着支护的不断进行越靠近施工面顶板沉降越小，表明前部支护提高了巷道围岩的整体性对后部支护有很大的帮助，监测结果显示灌浆法复合支护可以有效的控制巷道围岩变形。

4 结论

（1）采用锚杆、锚索、浆液以及型钢的复合支护条件下巷道围岩稳定性大幅度提高，其中在石窟煤矿地质条件下模拟显示注浆复合支护的控制效果更为明显，顶板位移量明显减少近270 mm而底鼓量减少约180 mm，两帮移近量也控制在30 mm以内这样可以最大化的保持了巷道的稳定性；

（2）通过对比模拟中顶底板及两帮位移量和巷道围岩塑形区对比可得喷浆法的复合支护在围岩控制中虽然起到了一定的作用，显示围岩位移量均有所改善，但由于喷浆支护法通过锚杆锚索将顶板及两帮的破碎岩体重新拉结为受力拱形，其上部应力向底板中释放形成一定范围的应力集中会加剧巷道对应位置底板的隆起，相反注浆法复合支护通过提高巷道围岩的整体性及稳定性使地应力的作用分布更加均匀，这样可以进一步达到提高巷道围岩稳定性的目的，因此在复合支护法的选取中灌浆复合支护优势明显；

（3）通过对应用注浆法复合支护后巷道顶板沉降量的监测和分析进一步证明该方法在巷道支护应用中效果优于喷浆法，石窟煤矿的应用结果可为同类型巷道支护提供一定的参考。