复杂条件下巷道交叉点支护技术数值模拟分析

桑喜洲

（阳泉煤业集团泰昌煤业有限公司，山西 阳泉045000）

常村煤矿主采二叠系山西组二1煤层，煤层厚度1.19～20.87m，平均厚度6.5m，平均倾角8.5°，截止2014年底，该矿二1煤层剩余可采储量为3.38Mt，矿井已进入衰老期。随着矿井进入开采后期，掘进巷道大部分为沿空区边缘送巷，所受压力要比原始应力高出数十倍甚至更高，而交岔点作为两条或多条巷道的公共部分，不仅要承受比掘进巷道更高、更集中的支撑压力，而且还要有足够的断面，来满足通风、行人和运输需要，从而造成巷道维修频繁且交岔点维护困难的现状。所以，根据实际条件探索适合于交岔点的支护技术显得十分必要。

1 巷道的地质力学评估

1.1 围岩结构

根据26煤柱上车场交岔点附近3个测站处顶板围岩结构窥视结果，在原支护方案下，交叉点开挖后短时间内顶板煤岩体变形破坏严重，由于巷道开挖时间短，破坏主要集中在顶板浅部5m范围内，破坏逐渐向深部发展，窥视结果显示，顶板存在明显煤岩体离层和破碎区域，测站1处的1.5m、1.7m、3.4m、3.9m、4.4m 等为离层，测站2处1.3～3.9m为煤体破碎区域，测站3处顶板0～2.5m为离层集中区域，测站3位置距离掘进工作面30m，可见顶板变形速度非常快，并迅速向深部发展，原支护方案不能有效保证巷道稳定。

1.2 巷道围岩坚固性系数测试

在26煤柱上车场交岔点附近分别选取三种不同位置的岩石，利用实验室设备仪器得出三种岩石坚固性系数均在5.1～7.3之间，平均值分别为6.0、6.4、5.5，属于比较坚固类岩石，但是，在现场选取岩块时比较完整，相对来说较硬，岩体强度较低，因此应对测得的数值进行修正，修正系数取0.8，顶板位置岩体坚固性系数为4.8，属于比较坚固类岩石，两帮位置岩体坚固性系数为5.12，属于比较坚固类岩石，底板位置岩体坚固性系数为4.4，属于中等坚固类岩石。

1.3 扩修巷道附近围岩松动圈测试

根据松动圈测试报告可知，26煤柱上车场交岔点附近巷道两帮松动范围在2.1m左右。由于目前的锚杆长度较短，基本在松动圈范围内，锚固力低，所以目前帮锚杆的长度不足。

2 巷道支护参数优化

2.1 锚杆支护参数确定

根据26煤柱上车场交岔点附近巷道围岩坚固性实验结果、松动圈测试结果，利用相关理论公式初步确定锚杆支护参数，进而与数值模拟分析结果进行对比分析，提出合理的锚杆支护参数。

（1）锚杆长度L

锚杆长度计算公式为：L＝L1＋L2＋L32

式中：L1为锚杆外露长度，取150mm；L2为松动圈范围，2100mm；L3＝L31＋L32为锚杆锚固段长度，锚固取1600 mm（使用k2360、z2360二个药卷）；L32为围岩松动范围外锚固长度，800mm，（使用k2360一个药卷）。

L＝L1＋L2＋L32＝150＋2100＋800＝3050mm

考虑巷道尺寸、运输及安装等因素，取锚杆长L＝3000mm。

（2）锚杆的间排距

要保证巷道稳定，必须有足够的支护强度，根据大量软岩支护经验，设计支护强度q应达到0.25～0.3MPa，取q＝0.25MPa。若锚杆支护阻力T以100kN计，设锚杆的间距（Sc）与排距（Si）相等，则：

所以，为了加强支护效果，锚杆间排距取Sc＝Si＝600 mm。

2.2 联合支护参数确定

（1）方案设计

根据现场情况，结合实验室测出的交岔点附近巷道围岩坚固性系数、松动圈等结果，提出复杂地质条件下巷道联合支护方案，并利用数值模拟软件FLAC3D对各种联合支护方案变形特征进行分析，确定合理的支护参数，选取的不同支护形式模拟方案见表1。

表1 数值模拟方案

（2）U型钢＋注浆＋锚杆支护联合支护计算结果分析

① 原支护方式数值模拟分析

图1为巷道原36U＋注浆复合支护数值模拟结果，由图1－a分析可知：交叉点附近巷道围岩以剪切破坏为主，其中两帮及顶板的剪切破坏高度为5m，巷道底板破坏高度为5.5m，巷道围岩变形破坏严重，影响矿井安全生产。由图1－b分析可知：支护体36U的变形主要发生在棚腿和顶梁的连接处，其变形量最大为0.51m，而36U拱顶处变形相对较小。

②U36型钢＋注浆＋3m锚杆支护方式

巷道采用36U＋注浆＋3m锚杆复合支护体系的数值模拟结果见图2。支护体系内锚杆的间排距为0.6m，从图2－a分析可知：采用该复合支护后，交叉点附近巷道围岩表面以拉伸破坏为主，深部以剪切破坏为主，巷道两帮及顶板的破坏高度达到4.5m，巷道底板破坏达到5.0m，围岩破坏深度比原支护方案有所减小；从图2－b分析可知：36U型钢棚腿和顶梁的连接处变形量最大为0.42m，且锚杆发生滑移现象。

图2 方案2时巷道围岩力学特征及支护体变形

③U36型钢＋注浆＋4m锚杆支护

锚杆支护布置见图3，锚杆长度为4m，U钢型号变为U36型钢。图4为U36型钢＋注浆＋4m锚杆支护数值模拟结果。从图4分析可知：巷道两帮及顶板的破坏高度达到4.0m，巷道底板破坏达到4.3m，36U型钢棚腿和顶梁的连接处变形量最大为0.40m，上述各处变形均较方案2小。

图3 锚杆支护布置

图4 方案3时巷道围岩力学特征及支护体变形

3 联合支护方案的确定

采用方案1－3联合支护时，巷道顶底板移近量及两帮移近量见表2。由表2可知：采用U36型钢＋注浆＋4m锚杆支护的联合支护方式时，巷道两帮及顶底板移近量相对较小，很好的控制了巷道变形，满足安全生产需要。

表2 不同支护方案两帮及顶底板移近量汇总

4 巷道矿压观测分析

为监测支护效果，根据支护效果调整支护参数，在巷道支护过程中在巷道内设置巷道位置观测站，监测巷道围岩收缩量，监测结果见图5。分析监测结果可知：对巷道采取联合支护后，巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51mm，两帮的最大位移为152 mm。分析监测结果可知：对巷道采取联合支护后，巷道的两帮位移和顶板位移增大至稳定状态。顶板的最大位移为51mm，两帮的最大位移为152mm，围岩变形得到有效控制，满足矿井通风、运输、行人的要求，保证了矿井安全生产。

图5 巷道表面位移曲线

5 结语

1）通过实验室试验得出：26煤柱上车场交岔点巷道附近顶板及两帮位置岩体属于比较坚固类岩石，底板位置岩体属于中等坚固类岩石；在巷道开挖后，如遇淋水情况，若不进行注浆封闭，巷道支护困难。

2）通过数值模拟试验对比，采用U36型钢＋注浆＋4 m锚杆的联合支护方式时，巷道两帮及顶底板移近量相对较小，很好地控制了巷道变形，满足安全生产需要。