数值模拟在巷道支护优化设计中的应用

荆 琪，贾 超

（黄陵矿业公司一号煤矿，陕西 延安 727300）

巷道围岩控制是影响煤矿生产的关键技术问题之一。随着煤炭开采范围增加、环境恶化、采动影响等因素使巷道围岩产生大变形、破坏，严重影响了煤炭资源的安全、高效开采。若支护选择和设计没有科学依据，可能达不到理想的支护效果，巷道围岩将产生局部变形并导致破坏失稳，也可能造成支护材料浪费，单进水平低。

国内外对锚杆支护有大量的研究，但是由于锚杆支护的对象—不同煤（岩）层巷道周边的工程岩体，其所固有的非均质性、非连续性、各向异性以及采掘过程的复杂性等，使得锚杆支护设计没有统一的标准模式。许多锚杆支护设计都是按经验或工程类比法来完成的。这对于不同煤层赋存条件和开采技术条件变化极大的煤系地层而言，显然是不够科学的［1］。

1 工程概况

黄陵一号煤矿1008 进风顺槽位于十盘区中部，东接北一进风大巷，西邻六盘区。顶板为粉砂岩，底板为泥岩，为半煤岩巷道，在掘进期间整体稳定性较好，但底板局部破碎、顺槽中部顶板部分破碎，巷道帮部下侧破碎较为严重。

以1008 进风顺槽为工程背景，拟采用数值模拟分析手段，达到优化巷道支护设计方案，以期能为我矿顺槽支护方式提供指导意见。

2 模拟条件

采用FLAC3D数值模拟软件，对模型施加摩尔库伦本构关系，计算模型尺寸为55 m×4 m×44 m。由于本研究主要针对掘进期间巷道变形特征情况，一般地，巷道塑性变形破坏的主要影响范围为3～5 倍的巷道尺寸；1008 进风顺槽为矩形巷道，巷宽4.8 m，巷高2.8 m，故在3 倍巷道尺寸范围内即主要影响区以0.1～0.5 m 放射状网格尺寸建模，在3～5 倍范围内即次要影响区以0.5～1 m网格尺寸建模，着重分析主要影响区范围内巷道变形破坏情况。对模型顶面施加均布载荷，模型两边施加水平应力，对模型四边固支，同时限制底面位移，同时施加重力梯度考虑模型自重［2］。岩体物理学参数见表1，数值模拟模型见图1。

图1 数值模拟模型

表1 岩体物理力学参数

3 支护方案

结合矿井实际情况，1008 进风顺槽巷道破碎主要集中在巷道帮部与顶板，巷道底板完整性相对较好，故拟通过优化巷道支护参数，在保证安全的前提下节约巷道支护成本［3］。具体支护方案见表2。

表2 设计方案

4 模拟分析

4.1 方案1

图2 为方案1 巷道掘进时期垂直应力云图，巷道围岩应力分布整体呈“驼峰”型分布，最大应力集中区域在巷道帮部两个顶角处，最大应力达到21.05 MPa，最大应力集中系数为2.105。推测在推进过程中，巷道顶角处最先发生破坏；巷道帮部应力集中区主要在下侧，由于巷道为半煤岩巷，巷道帮部上侧为砂岩，岩体自身强度大，巷道帮部下侧为煤体，煤体强度较弱，故推测此时巷道帮部下侧发生破坏；巷道底板同样发生应力集中，但应力集中程度较弱，此时巷道底板较为完整［4］。

图2 方案1 垂直应力

图3 为方案1 巷道掘进时期垂直位移云图。图中巷道顶板中线位置处顶板下沉最为严重，最大下沉值达到7.12 mm，巷道底板中心位置鼓出最为严重，最大底鼓量达到2.2 mm，巷道位移变形量沿着顶底板中线向两侧逐渐减弱［5］。

图3 方案1 垂直位移云图

图4 为方案1 巷道掘进时期塑性区分布云图，巷道在掘进期间顶底板破坏范围不大，其中顶板最大破坏深度达到0.5 m，底板最大破坏深度达到0.6 m，此时巷道顶底板较为完好；主要的破坏区域集中在巷道帮部下侧，帮部上侧位置塑性破坏较下侧明显减少，分析原因是由于帮部上侧处于砂岩段，推测此时巷道帮部上侧较下侧更为完整，但存在局部破碎，这与垂直应力的分析结果是一致的。

图4 方案1 塑性区分布云图

4.2 方案2

图5 为方案2 情况下巷道掘进期间垂直应力分布云图，巷道围岩应力分布整体呈“驼峰”型分布，最大应力集中区域在巷道帮部两个顶角处，最大应力达到22.76 MPa，最大应力集中系数为2.276。较方案1 来说，最大应力值增大1.71 MPa，同比增长8.12%。推测在推进过程中，帮部顶角处最先发生破坏；巷道帮部应力集中区主要在下侧，由于巷道为半煤岩巷，帮部上侧为砂岩，岩体自身强度大，帮部下侧为煤体，煤体强度较弱，故推测此时巷道帮部下侧发生破坏；巷道底板同样发生应力集中，但应力集中程度较弱，此时巷道底板较为完整。

图5 方案2 垂直应力分布云图

图6 为方案2 情况下巷道掘进期间垂直位移云图，巷道顶板中线位置处顶板下沉最为严重，最大下沉值达到6.47 mm，较方案1 相比，最大下沉值下降了0.61 mm，最大下沉值同比降低8.56%，巷道底板中心位置鼓出最为严重，最大底鼓量达到2.11 mm，巷道位移变形量沿着顶底板中线向两侧逐渐减弱［6］。

图6 方案2 垂直位移云图

图7 为方案2 情况下巷道掘进期间塑性区分布云图，巷道顶底板整体破碎情况较小，巷道顶板剪切破坏深度达0.3 m，底板剪切破坏深度达0.6 m，与方案1 相比较，顶板破坏深度减小0.2 m，同比下降40%，两帮破碎情况与方案1 相差不大，在此不再分析。

图7 方案2 塑性区分布云图

综合两方案对比分析，得到以下结果：

（1）方案2 相较方案1 最大应力集中峰值上升了1.71 MPa，同比上升8.12%，垂直位移减少0.61 mm，同比下降8.56%，顶板塑性区发育高度下降0.2 m，同比降低40%；方案2 比方案1 顶板下沉量减少，顶板塑性区发育区域减少。由此可见，方案2 支护效果更佳。

（2）模拟巷道循环推进距离为4.8 m，方案2比方案1 顶板锚杆增加0.25 根/m，方案2 比方案1 帮锚杆增加0.67 根/m，锚索梁减少0.21 套/m；现场实测，方案2 比方案1 支护效率提高15%，按照每天平均掘进16 m 计算，方案2 比方案1 每天掘进进尺提高2.4 m，方案2 较比方案1 每米费用降低186 元；方案2 支护效率显著提高，支护成本明显降低。

5 结语

以黄陵矿业公司一号煤矿1008进风顺槽支护为背景，拟用数值模拟方法对巷道支护进行分析；探讨如何优化选择支护方案，既提高支护效率，又降低支护成本；并经现场实测得到验证，可为煤矿巷道支护选择提供了经验借鉴。