復雜條件下巷道交叉點支護技術數(shù)值模擬分析

桑喜洲

（陽泉煤業(yè)集團泰昌煤業(yè)有限公司，山西 陽泉045000）

常村煤礦主采二疊系山西組二1煤層，煤層厚度1.19～20.87m，平均厚度6.5m，平均傾角8.5°，截止2014年底，該礦二1煤層剩余可采儲量為3.38Mt，礦井已進入衰老期。隨著礦井進入開采后期，掘進巷道大部分為沿空區(qū)邊緣送巷，所受壓力要比原始應力高出數(shù)十倍甚至更高，而交岔點作為兩條或多條巷道的公共部分，不僅要承受比掘進巷道更高、更集中的支撐壓力，而且還要有足夠的斷面，來滿足通風、行人和運輸需要，從而造成巷道維修頻繁且交岔點維護困難的現(xiàn)狀。所以，根據(jù)實際條件探索適合于交岔點的支護技術顯得十分必要。

1 巷道的地質力學評估

1.1 圍巖結構

根據(jù)26煤柱上車場交岔點附近3個測站處頂板圍巖結構窺視結果，在原支護方案下，交叉點開挖后短時間內頂板煤巖體變形破壞嚴重，由于巷道開挖時間短，破壞主要集中在頂板淺部5m范圍內，破壞逐漸向深部發(fā)展，窺視結果顯示，頂板存在明顯煤巖體離層和破碎區(qū)域，測站1處的1.5m、1.7m、3.4m、3.9m、4.4m 等為離層，測站2處1.3～3.9m為煤體破碎區(qū)域，測站3處頂板0～2.5m為離層集中區(qū)域，測站3位置距離掘進工作面30m，可見頂板變形速度非常快，并迅速向深部發(fā)展，原支護方案不能有效保證巷道穩(wěn)定。

1.2 巷道圍巖堅固性系數(shù)測試

在26煤柱上車場交岔點附近分別選取三種不同位置的巖石，利用實驗室設備儀器得出三種巖石堅固性系數(shù)均在5.1～7.3之間，平均值分別為6.0、6.4、5.5，屬于比較堅固類巖石，但是，在現(xiàn)場選取巖塊時比較完整，相對來說較硬，巖體強度較低，因此應對測得的數(shù)值進行修正，修正系數(shù)取0.8，頂板位置巖體堅固性系數(shù)為4.8，屬于比較堅固類巖石，兩幫位置巖體堅固性系數(shù)為5.12，屬于比較堅固類巖石，底板位置巖體堅固性系數(shù)為4.4，屬于中等堅固類巖石。

1.3 擴修巷道附近圍巖松動圈測試

根據(jù)松動圈測試報告可知，26煤柱上車場交岔點附近巷道兩幫松動范圍在2.1m左右。由于目前的錨桿長度較短，基本在松動圈范圍內，錨固力低，所以目前幫錨桿的長度不足。

2 巷道支護參數(shù)優(yōu)化

2.1 錨桿支護參數(shù)確定

根據(jù)26煤柱上車場交岔點附近巷道圍巖堅固性實驗結果、松動圈測試結果，利用相關理論公式初步確定錨桿支護參數(shù)，進而與數(shù)值模擬分析結果進行對比分析，提出合理的錨桿支護參數(shù)。

（1）錨桿長度L

錨桿長度計算公式為：L＝L1＋L2＋L32

式中：L1為錨桿外露長度，取150mm；L2為松動圈范圍，2100mm；L3＝L31＋L32為錨桿錨固段長度，錨固取1600 mm（使用k2360、z2360二個藥卷）；L32為圍巖松動范圍外錨固長度，800mm，（使用k2360一個藥卷）。

L＝L1＋L2＋L32＝150＋2100＋800＝3050mm

考慮巷道尺寸、運輸及安裝等因素，取錨桿長L＝3000mm。

（2）錨桿的間排距

要保證巷道穩(wěn)定，必須有足夠的支護強度，根據(jù)大量軟巖支護經(jīng)驗，設計支護強度q應達到0.25～0.3MPa，取q＝0.25MPa。若錨桿支護阻力T以100kN計，設錨桿的間距（Sc）與排距（Si）相等，則：

所以，為了加強支護效果，錨桿間排距取Sc＝Si＝600 mm。

2.2 聯(lián)合支護參數(shù)確定

（1）方案設計

根據(jù)現(xiàn)場情況，結合實驗室測出的交岔點附近巷道圍巖堅固性系數(shù)、松動圈等結果，提出復雜地質條件下巷道聯(lián)合支護方案，并利用數(shù)值模擬軟件FLAC3D對各種聯(lián)合支護方案變形特征進行分析，確定合理的支護參數(shù)，選取的不同支護形式模擬方案見表1。

表1 數(shù)值模擬方案

（2）U型鋼＋注漿＋錨桿支護聯(lián)合支護計算結果分析

① 原支護方式數(shù)值模擬分析

圖1為巷道原36U＋注漿復合支護數(shù)值模擬結果，由圖1－a分析可知：交叉點附近巷道圍巖以剪切破壞為主，其中兩幫及頂板的剪切破壞高度為5m，巷道底板破壞高度為5.5m，巷道圍巖變形破壞嚴重，影響礦井安全生產(chǎn)。由圖1－b分析可知：支護體36U的變形主要發(fā)生在棚腿和頂梁的連接處，其變形量最大為0.51m，而36U拱頂處變形相對較小。

②U36型鋼＋注漿＋3m錨桿支護方式

巷道采用36U＋注漿＋3m錨桿復合支護體系的數(shù)值模擬結果見圖2。支護體系內錨桿的間排距為0.6m，從圖2－a分析可知：采用該復合支護后，交叉點附近巷道圍巖表面以拉伸破壞為主，深部以剪切破壞為主，巷道兩幫及頂板的破壞高度達到4.5m，巷道底板破壞達到5.0m，圍巖破壞深度比原支護方案有所減小；從圖2－b分析可知：36U型鋼棚腿和頂梁的連接處變形量最大為0.42m，且錨桿發(fā)生滑移現(xiàn)象。

圖2 方案2時巷道圍巖力學特征及支護體變形

③U36型鋼＋注漿＋4m錨桿支護

錨桿支護布置見圖3，錨桿長度為4m，U鋼型號變?yōu)閁36型鋼。圖4為U36型鋼＋注漿＋4m錨桿支護數(shù)值模擬結果。從圖4分析可知：巷道兩幫及頂板的破壞高度達到4.0m，巷道底板破壞達到4.3m，36U型鋼棚腿和頂梁的連接處變形量最大為0.40m，上述各處變形均較方案2小。

圖3 錨桿支護布置

圖4 方案3時巷道圍巖力學特征及支護體變形

3 聯(lián)合支護方案的確定

采用方案1－3聯(lián)合支護時，巷道頂?shù)装逡平考皟蓭鸵平恳姳?。由表2可知：采用U36型鋼＋注漿＋4m錨桿支護的聯(lián)合支護方式時，巷道兩幫及頂?shù)装逡平肯鄬^小，很好的控制了巷道變形，滿足安全生產(chǎn)需要。

表2 不同支護方案兩幫及頂?shù)装逡平繀R總

4 巷道礦壓觀測分析

為監(jiān)測支護效果，根據(jù)支護效果調整支護參數(shù)，在巷道支護過程中在巷道內設置巷道位置觀測站，監(jiān)測巷道圍巖收縮量，監(jiān)測結果見圖5。分析監(jiān)測結果可知：對巷道采取聯(lián)合支護后，巷道的兩幫位移和頂板位移增大至穩(wěn)定狀態(tài)。頂板的最大位移為51mm，兩幫的最大位移為152 mm。分析監(jiān)測結果可知：對巷道采取聯(lián)合支護后，巷道的兩幫位移和頂板位移增大至穩(wěn)定狀態(tài)。頂板的最大位移為51mm，兩幫的最大位移為152mm，圍巖變形得到有效控制，滿足礦井通風、運輸、行人的要求，保證了礦井安全生產(chǎn)。

圖5 巷道表面位移曲線

5 結語

1）通過實驗室試驗得出：26煤柱上車場交岔點巷道附近頂板及兩幫位置巖體屬于比較堅固類巖石，底板位置巖體屬于中等堅固類巖石；在巷道開挖后，如遇淋水情況，若不進行注漿封閉，巷道支護困難。

2）通過數(shù)值模擬試驗對比，采用U36型鋼＋注漿＋4 m錨桿的聯(lián)合支護方式時，巷道兩幫及頂?shù)装逡平肯鄬^小，很好地控制了巷道變形，滿足安全生產(chǎn)需要。