深部高应力半煤岩巷支护参数优化数值模拟研究

宋家乐，丁 斌，孙利辉，贺庆丰

（河北工程大学 矿业与测绘工程学院，河北 邯郸 056000）

赤峪煤矿C1206 工作面和回采巷道埋深700 m，最大水平主应力26.69 MPa，属于深部高应力巷道，巷道原支护设计为锚网索联合支护，在巷道掘进过程中，巷道两帮上部出现大变形，且锚杆有随围岩整体外移现象，为控制巷道围岩，亟需对巷道支护参数进行优化。在控制深部高应力巷道围岩方面，已有相关学者进行了大量研究。余伟健等[1]通过室内试验、数值模拟、理论计算等方法对半煤岩巷的失稳机制及控制进行研究，提出了以“桁架锚索”为核心的“锚、网、索、梁”综合支护技术；孟庆斌等[2]揭示了深部高应力破碎软岩巷道变形破坏特征，提出了“锚网索喷+U 型钢支架+注浆+底板锚注”分步联合支护技术；刘刚等[3]通过数值模拟的方法，提出了协同支护理论并将该理论作为深部巷道支护设计的理论依据；王猛等[4]基于锚索对煤岩结构面加固机制的分析，研发了以强力支护、巷帮倾斜穿层锚索为核心的围岩控制技术；孙利辉等[5-6]分析了巷帮强烈变形破坏特征，研究了巷帮滑移变形机理，提出了巷帮锚注加固技术；李和林等[7]分析了地应力的分布特征及其对巷道布置和稳定性的影响，研发了对称非对称联合支护技术；此外，还有一些学者[8-11]通过数值模拟技术，对深部高应力巷道进行了研究，并提出了巷道支护参数优化的方案。

以上学者对深部高应力巷道进行了卓有成效的研究，本文借鉴其中的研究方法，针对赤峪煤矿2号煤层回采巷道半煤岩巷受深部高应力出现大变形的情况，进行理论计算分析，以赤峪煤矿2 号煤层工作面回采巷道为背景，在原支护的基础上，进行锚杆材料及锚杆、锚索间排距的优化，运用有限差分软件FLAC3D 构建数值模型并进行计算模拟，在巷道表面及巷道深部设置监测点，对巷道围岩变形、应力及塑性区进行对比分析，选取最优的支护方案。

1 概况

赤峪煤矿C1206 工作面位于该矿中央一采区北翼下部，工作面总体上沿南北向布置。C1206 工作面顶底板柱状图如图1 所示，2 号煤位于山西组的中上部，煤层厚度0.85 ～1.7 m，平均1.6 m。直接顶为砂质泥岩，厚度在3.7 m 左右，老顶为粉砂岩，厚度在3.5 m 左右；直接底为砂质泥岩、泥岩为主，厚度在3.5 m 左右。实测原岩最大主应力为水平主应力，量值为26.69 MPa，方向为NE126.4°，C1206 工作面顺槽巷道与最大水平主应力夹角为86°，属大角度斜交。

图1 C1206 工作面顶底板柱状图Fig.1 Cylindrical chart of roof and floor of No.C1206 Face

C1206 工作面顺槽沿2 号煤层顶板布置，设计断面为矩形，为半煤岩巷。巷道原支护设计采用锚网索联合支护，其中顶板锚杆规格为φ20 mm×2400 mm 的Q500 左旋螺纹钢高强锚杆，间排距为860 mm×1000 mm；顶板锚索规格为φ18.9 mm×6200 mm，间排距为1800 mm×2000 mm；巷帮煤体中锚杆规格为φ18 mm×2400 mm 的Q335 左旋螺纹钢锚杆，岩体中锚杆规格为φ20 mm×2400 mm 的Q500 左旋螺纹钢锚杆，间排距为850 mm×1000 mm；采用φ6mm 的盘条焊制钢筋网护表；锚杆托盘规格为150 mm×150 mm×12 mm 的球型托盘，锚索托盘规格为300 mm×300 mm×18 mm高强托盘。

实测现场巷道围岩变形破坏较大，其中较突出的是巷帮煤岩界面部位，变形高达0.5 m，并伴有锚杆整体随围岩外移的现象，一旦工作面开采围岩变形，将难以满足巷道的正常使用。图2 对原支护结构进行的数值模拟也进一步验证了巷道围岩变形破坏规律，巷帮塑性区范围远大于锚杆长度，锚杆作用减弱，需要对巷道支护参数进一步优化，保证巷道服役期内正常使用。

图2 原支护条件下巷道围岩破坏图Fig.2 Failure diagram of surrounding rock under original support

2 半煤岩巷支护参数优化模拟分析

2.1 数值模型构建

基于C1206 工作面的开采地质条件，构建长×宽×高为50 m×50 m×50 m 的数值模型。采用摩尔库伦本构模型，在模型的左、右、前、后边界均施加水平约束，底边界施加水平及垂直约束，上边界为自由边界，施加垂直方向载荷17.25MPa。巷道断面为矩形宽×高为4.5m×3.3m，巷道沿2号煤顶板布置，属于半煤岩巷，巷帮上部为煤层、下部为岩层。根据巷道支护理论和赤峪煤矿实际条件设计3 个支护参数优化方案，见表1。煤岩物理力学参数见表2。

表1 锚杆（索） 支护参数Table 1 Bolt(cable)support parameters

表2 岩体力学参数Table 2 Mechanical parameters of rock mass

2.2 模拟结果分析

2.2.1 3 种支护方案下巷道围岩变形分析

图3 为3 个支护方案的巷道围岩移近量曲线，图中移近量数值正负与坐标轴正负方向一致。由图可知，方案一、二、三顶底板移近量分别为69.22、95.27、161.49 mm，方案一、二、三两帮移近量分别为68.31、287.49、711.58 mm。总体上看，方案一对巷道围岩变形控制效果最优；顶底板的变形分布具有明显的对称特性，围岩最大移近量均位于巷道顶、底板的中央部位；对比3 个方案，其中顶底板移近量方案一、二较方案三分别减小了92.25 mm、66.22 mm，两帮移近量方案一、二较方案三分别减小了92.25 mm、219.18 mm，进一步说明方案一在支护强度、围岩控制方面的优势。对比巷帮的变形可以发现，受巷帮上部为煤体下部为岩体的条件影响，巷帮上部变形明显大于下部，方案一和方案二均需要加大对巷帮煤体的支护强度。

图3 巷道围岩移近量曲线Fig.3 Convergence curve of roadway surrounding rock

2.2.2 3 种支护方案下巷道围岩控制效果分析

图4 为巷道围岩综合分析曲线，由图可知，方案一、二、三围岩垂直应力集中区分别位于巷帮围岩2.0、2.3、3.3 m 处，对应的垂直应力峰值分别为37、34、30 MPa；方案一、二、三围岩水平应力集中区分别位于顶底板围岩1.8、2.0、2.0、2.1、2.1、2.2 m 处，对应的水平应力峰值分别为35、65、34、55、32、52 MPa；围岩应力曲线均呈现先增大后减小的趋势，应力峰值随着支护强度的增大而增大，支护强度越大，应力集中区越靠近巷道表面。围岩应力曲线均呈现先增大后减小的趋势，应力峰值随着支护强度的增大而增大，支护强度越大应力集中区越靠近巷道表面。巷道围岩变形呈现递减趋势，其中顶板变形出现了“三段式”变化，第一段以锚杆长度为节点，在顶板围岩2.4 m 处产生变化，位移增量第一次降低，此时，顶板围岩主要受锚索的控制作用；第二段以锚索长度为节点，在顶板围岩6.8 m 处产生变化，位移增量出现第二次降低，在顶板围岩10.0 m 处，围岩依旧存在大于15 mm 的变形区域，说明巷道顶板破坏影响深度较大；巷帮变形出现了“两段式”变化，以锚杆长度为节点，在巷帮围岩2.4 m 处产生变化，位移增量急剧降低，位移曲线逐渐趋于平缓，在巷帮围岩6.0 m 处，位移增量基本为0，说明巷道两帮破坏的影响深度远小于顶板破坏的影响深度。方案一两帮塑性区主要位于煤帮区域，底板塑性区只分布于帮角附近；方案二两帮塑性区除煤帮区域外，塑性区从巷道底角向煤帮区域发展，底板塑性区从巷道底角向底板中部发展；方案三两帮塑性区进一步向深部发展，塑性区远远超出锚杆的支护范围，方案三已不能有效控制围岩变形。

图4 巷道围岩综合分析曲线Fig.4 Comprehensive analysis curve of roadway surrounding rock

2.2.3 3 种支护方案下巷道围岩变形破坏分析

图5 为巷道围岩塑性区及支护体受力图，由图可知，方案一模型中剪切破坏单元面积为17.892 m2，占巷道围岩破坏区的99.114%，张拉破坏单元面积为0.16 m2，占巷道围岩塑性区的0.886%，同时受到张拉破坏与剪切破坏的单元面积为0.158 m2，占巷道围岩塑性区的0.875%；方案二模型中剪切破坏单元面积为28.73 m2，占巷道围岩塑性区的98.762%，张拉破坏单元面积为0.36 m2，占巷道围岩塑性区的1.238%，同时受到张拉破坏与剪切破坏的单元面积为0.292 m2，占巷道围岩塑性区的1.004%；方案三模型中剪切破坏单元面积为49.422 m2，占巷道围岩塑性区的97.943%，张拉破坏单元面积为1.038 m2，占巷道围岩塑性区的2.057%，同时受到张拉破坏与剪切破坏的单元面积为0.938 m2，占巷道围岩塑性区的1.859%。巷道围岩以剪切破坏为主，发生轻微的张拉破坏。巷道围岩剪切破坏随着支护强度的降低，在巷道顶板及巷道两帮上部位置向围岩深部发展，巷道下帮角发生的轻微剪切破坏，顺着滑移线方向向围岩深部发展；巷道两帮上部表层同时产生的剪切破坏与张拉破坏，沿着两帮表面扩展；煤岩分界面处发生微小的张拉破坏，沿着煤岩分界面向围岩深部发展。

图5 巷道围岩塑性区及支护体受力情况Fig.5 Plastic zone of roadway surrounding rock and stress condition of supporting body

方案一、方案二的锚杆、锚索的应力集中区分布在自由端，方案一的锚杆最大受力为80 kN，锚索最大受力为107 kN，方案二的锚杆最大受力为85 kN，锚索最大受力为112 kN；方案三两帮上部锚杆的应力集中区分布在锚固段，锚杆的最大受力为200 kN，顶板中部及两帮帮角的锚杆、锚索的应力集中区分布在锚固段端头位置，锚杆的最大受力为100 kN，锚索的最大受力为130 kN。通过分析可得方案二锚杆锚索受力较合理。

综合以上分析，方案一巷道围岩变形最小，方案三巷道围岩变形最大；方案一、二均能有效控制巷道围岩变形，方案三两帮上部锚杆不能有效控制巷道两帮变形。通过经济效益以及是否能够有效控制围岩2 个方面综合考虑，巷道支护选择方案二。

3 结 论

基于赤峪煤矿2 号煤层回采巷道半煤岩巷的围岩性质，进行巷道支护优化，能够同时兼顾经济与安全，有效的保证巷道围岩稳定。

（1） 工作面的最大主应力与巷道大角度斜交，近似垂直，巷道极易在局部及顶底板出现大变形破坏；巷道原支护方案，支护强度较小，不能够有效控制巷道围岩变形。

（2） 通过巷道围岩应力、变形、塑性区及锚杆、锚索受力等方面的综合分析，方案一、二为优选方案。相较于方案一，方案二在有效控制巷道围岩变形的基础上，进一步降低了支护成本，提高了经济效益。综合分析，方案二为最优方案。方案二采用的长度为2.4 m、间排距为0.8 m 的锚杆和长度为6.8 m、间排距为1.6 m 的锚索对巷道围岩进行支护，该方案能够有效地控制巷道的围岩变形，满足巷道正常使用的要求。