“三软”煤层巷道不同支护方式数值模拟研究

张连东

(阳泉煤业集团翼城东沟煤业有限公司)

近年来，随着矿井开采深度的增加，巷道中的各种非线性力学现象越来越多，支护越来越困难[1-2]。“三软”煤层在采掘过程中煤巷维护困难，需反复维修，严重制约矿井的安全高效生产。近些年，学者们对“三软”煤层巷道围岩自稳平衡圈理论[3]和“三软”煤巷棚-索强化控制理论[4]进行了探讨。在对巷道支护结构合理性以及优化方案研究的过程中，数值模拟技术[5-7]得到了广泛的应用。为了解决“三软”煤层支护难的问题，本文在已有研究成果的基础上，结合常村煤矿复杂地质条件及其巷道破坏特征，对“三软”煤层巷道围岩破坏原因进行了分析，并采用数值模拟的方法对不同的巷道支护方案进行模拟，分析不同支护方案的可靠性和支护效果，为“三软”煤层沿底快速掘进提供一定的依据。

1 工程概况

常村煤矿主采煤层为二叠系山西组二1煤和二3煤，其中二1煤层结构疏松破碎，煤体黏聚力低，煤层易风化、崩解，呈散体状，承载能力极低。其基本顶为泥岩与细粒砂岩的互层，为典型的复合顶板，底板为砂质泥岩，遇水膨胀，属于典型的“三软”煤层。常村煤矿采用U型钢棚支护时，由于被动支护形式的特点，难以使煤体发挥自身的承载能力，巷道支护初期难以提供有效支撑，巷道加速破坏时，松散煤体被挤压而产生流变，断面短时间内可收缩30%～50%，U型钢支架发生扭转变形甚至失稳，该类巷道围岩表现为整体来压，顶板下沉明显，两帮强烈内移，断面收缩量大等特点，尤其是在掘进期间顶板难以控制，这些问题严重制约着掘进速度，同时，巷道在服务年限内变形快，传统的U型钢支护方式很难满足需求[8]。巷道采用锚网支护时，松散的煤体易从网孔中流失或因锚网柔性低出现鼓包现象，造成锚杆锚空失效现象频发，使巷道出现围岩易强烈流变产生不均匀大变形，最终导致锚网支护系统失稳。因此，急切需求一种合理有效的综合支护措施。

2 不同支护方式的数值模拟

2.1 巷道模拟条件

以常村煤矿二1-13110工作面机巷为研究背景，巷道断面形式为拱形断面，净宽4 200 mm，巷高3 500 mm。二1-13110工作面所采煤层埋深约 450 m，煤层厚度取6 m(最大厚度)，煤层底板由强度较低的砂质泥岩组成，煤层顶板由强度较低的砂质泥岩和中粒砂岩组成，直接顶为砂质泥岩，见图1。

运用有限差分软件FLAC3D建立数值模型，为简化计算，煤层倾角取0°，计算模型边界条件上部为垂直荷载边界外，其余各侧面和底面为法向约束边界。模型水平宽度为55 m，垂直高度为50 m，巷道轴向深度为10 m，巷道沿底掘进，本次模拟取托顶煤厚度为2.8 m，巷道开挖断面为直墙半圆拱形，直墙高1 m，半圆拱半径为2.2 m。巷道围岩视为各向同性均质岩体，岩层材料采用Mohr-Coulomb屈服准则，大应变变形模式，计算模型按岩体分层建立，与巷道实际所处层位岩层柱状图基本一致。模型的上边界条件施加10.75 MPa的应力，模型的底边界和左、右边界采用零位移边界条件，在左、右边界处，模型的水平位移为零，竖直位移不为零，即单约束边界；在下部边界处，模型的水平位移和竖直位移都为零，即全约束边界；上部边界不约束，为自由边界，见图2。

图1 二1-13110工作面综合柱状图

图2 数值模拟边界条件

2.2 数值模拟方案

为了分析主动支护、被动支护与主被动协同支护在巷道支护中的性能差异，在选取对比方案时略去铁丝网等因素的影响。运用FLAC3D分别模拟巷道在无支护、主动支护(预应力锚杆+锚索支护)、被动支护(间距为0.8 mU型钢支护)和主被动协同支护(锚杆+锚索+间距为1.0 mU型钢协同支护)4种方案的支护情况，见图3。

2.3 数值模拟结果

巷道围岩的变形破坏直接影响着矿井的安全生产，对巷道进行支护的目的就是为了防止围岩变形，保持巷道围岩的稳定性。从不同支护形式下的巷道表面位移变化、主应力大小和塑性区分布特征3方面来进行分析。

图3 不同的巷道支护方案模型

2.3.1 巷道表面位移变化情况

不同支护条件下巷道位移变化情况见图4。可以看出，巷道在开挖后采取不同的支护方式，取得的支护效果也不同。巷道在采取支护的情况下，两帮移近量和顶底板移近量明显降低，在采用主被动协同支护时，二者降低幅度最大，分别为80.1%和84.2%，比二者单独采用时巷道位移量小，表明主被动协同支护体现了优势，既改善了主动支护时顶板下沉量大，下沉位置集中的缺点，同时减小了被动支护时顶板及两帮煤层的滑移，这是由于主被动协同支护既充分发挥了主动支护快速提供支护阻力，围岩被锚固成锚岩支护体共同承担上部载荷的作用，又协同了被动支护护表能力强，支护阻力大的优点，二者协同合作，“合力”达到控制围岩变形的目的。说明在托顶煤厚度较大“三软”煤层条件下，采用U型钢+锚杆+锚索主被动协同支护时，充分发挥二者的优点，能够有效控制巷道围岩的位移量。

图4 不同支护条件下巷道位移变化情况

2.3.2 巷道围岩主应力变化情况

不同支护条件下巷道围岩主应力变化情况见图5。可以看出，随着支护阻力和支护强度的增加，巷道煤岩体内部的主应力集中区的应力值及范围越来越小。当巷道无支护时，巷道四周较大范围内均为主应力最小值集中区域，巷道周围主应力值为0.35 MPa；当巷道采用U型钢支护时，主应力最小的区域主要集中在巷道肩部，而且巷道周围主应力值增大为0.26 MPa；当巷道采用锚网支护时，主应力最小的区域主要围绕巷道表面，巷道周围主应力值为0.22 MPa；当巷道采用主被动协同支护时，主应力集中区域范围进一步减小，且巷道周围主应力减小为0.21 MPa。说明随着支护强度的不断增加，巷道围岩力学性能得到了改善，围岩承载能力有效增强，进而阻止了应力集中区域向围岩内部移动，在巷道周围形成了有效的承载结构，减少了围岩体的变形量，使得巷道能够处于较稳定的状态。

图5 不同支护条件下巷道围岩主应力变化情况

2.3.3 巷道塑性区分布

塑性区范围的大小直接关系巷道围岩受破坏范围的大小，同时也是锚杆(索)能否有效锚固的基础。

不同支护条件下巷道塑性区分布情况见图6。可以看出，巷道在无支护状态下，塑性区范围较大，顶板方向塑性区边界为7～8 m，两帮方向塑性区边界为5～6 m，围岩大面积失稳破坏，因此，巷道开挖后必须进行相应支护。被动支护和主动支护状态下，巷道塑性区范围较无支护时有明显减小，顶板方向塑性区范围为3～4 m，两帮方向塑性区范围为2～3 m，围岩松动范围得到了明显的控制，单一支护形式对巷道围岩失稳破坏有一定的作用。主被动协同支护状态下，巷道塑性区范围较单一支护形式时又进一步减小，顶板方向塑性区范围为2 m左右，两帮方向塑性区范围为2 m左右，表明巷道围岩比被动支护更加稳定，松动范围进一步减小，巷道稳定性大大提高。

图6 不同支护条件下巷道塑性区分布情况

由数值模拟结果可以看出，与被动支护、主动支护2种单一支护形式相比，主被动协同支护改善了围岩与支护体的相互关系，充分发挥了围岩的自承能力，整个支护系统的工作阻力得到提高。巷道围岩达到三向受力平衡状态，形成共同承载结构，有效阻止围岩塑性区向深部发展，控制巷道围岩变形，使巷道趋于稳定。因此，主被动协同支护塑性区范围较小，能够有效控制巷道围岩位移，维持巷道稳定，保证矿井安全生产。

3 结 论

(1)对常村煤矿“三软”煤层巷道破坏原因进行了分析，由于受滑动构造的影响煤层遭到严重破坏，强度极低，且不合理的巷道支护结构是造成该矿巷道难以支护的主要原因。

(2)基于常村煤矿二1-13110机巷的地质条件，构建了4种支护方式的数值模型。数值模拟分析结果表明，主被动协同支护对巷道稳定效果最好。通过对比不同支护方案的支护效果，主被动协同支护条件下巷道表面位移、主应力范围和塑性区范围最小，U型钢和锚杆(索)充分发挥了协同作用，支护效果最好，该支护方案对“三软”煤层巷道支护具有一定的指导意义。