王建飛

（同發(fā)東周窯煤業(yè)股份公司，山西 大同 037051）

近年來，雖然眾多專家、學者在頂板圍巖穩(wěn)定性原理及控制技術(shù)方面進行了大量研究，在確定巷道位置、高強度支護技術(shù)方面取得了一定研究成果，但對深部布置在高應(yīng)力集中區(qū)的巷道頂板變形破壞特征、錨桿-錨索協(xié)調(diào)錨固機理認識仍有不足，此類巷道多延用了經(jīng)驗設(shè)計參數(shù)的均稱支護方法，在支護參數(shù)選取過程中存在盲目性，巷道的支護強度達不到設(shè)計要求。

1 概況

礦井埋深-464.7～ -507.4m，煤層的整體厚度變化比較大，兩側(cè)相對小，中部較深。煤層的傾角為9°～15°，平均傾角約為12.5°。回采煤層周邊的巖層情況，具體如表1所示。

2 數(shù)值模擬

2.1 數(shù)值計算模型

數(shù)值計算以某軌道順槽圍巖為原型建模，幾何尺寸為：50m×4m×40m。共剖分65244個立方體單元，總節(jié)點數(shù)為73962，巷道附近網(wǎng)格加密。模型的巷道軸向長為（y方向）20m，寬5m，高3m。巷道開挖方向是在y軸正方向開挖。

模型采用的是莫爾-庫倫模型，通過設(shè)置接觸面模擬斷層和巖層層面等結(jié)構(gòu)面的接觸。模型中煤巖體的物理力學參數(shù)以實驗室煤巖樣測試試驗為基礎(chǔ)，煤巖體物理力學參數(shù)見表2。

2.2 模擬方案

（1）方案1。巷道兩幫布置6根錨桿，兩幫均采用Φ20×2000mm的全螺紋錨桿，間排距為8000mm×800mm。

（2）方案2。巷道兩幫布置6根錨桿，應(yīng)力集中側(cè)煤幫采用Φ20×2400mm的全螺紋錨桿，間排距為800mm×800mm；另一側(cè)煤幫采用Φ20×1800mm的全螺紋錨桿，間排距為800mm×800mm。

在本次模擬中，錨桿、錨索采用cable單元，錨桿（索）錨固力學參數(shù)如表3。

表1 巖層情況

表2 巖層物理力學參數(shù)表

表3 頂錨桿（索）錨固力學參數(shù)

2.3 模擬結(jié)果分析

由圖1（a）可以發(fā)現(xiàn)，采用傳統(tǒng)的均稱支護，應(yīng)力集中側(cè)煤幫2.0m范圍內(nèi)煤體變形嚴重，位移量達到150mm左右，而在另一側(cè)巷幫2.0m范圍內(nèi)煤體的變形較小。巷道的兩幫出現(xiàn)明顯的非對稱變形破壞（即巷道的兩幫變形破壞的程度不一致），主要表現(xiàn)為應(yīng)力集中側(cè)煤幫煤體沿著層理面滑移，局部形成“鼓肚”變形、錨桿擠出失效的現(xiàn)象。

由圖2（b）模擬可知，巷道圍巖的位移分布較為勻稱。應(yīng)力集中側(cè)煤幫最大位移量為49.2mm，另一側(cè)幫部最大位移量為48.5mm，水平位移勻稱出現(xiàn)在兩幫，并且最大移近量位于巷道兩幫中部靠上的位置。說明圍巖非均稱支護改善了巷道圍巖的力學性能和局部圍巖應(yīng)力狀態(tài)，避免了巷道局部圍巖的失穩(wěn)和過早破壞，針對于巷道的非對稱變形得到有效抑制。

圖1 不同錨桿布置下的圍巖水平位移云圖

3 工程應(yīng)用

為了驗證數(shù)值模擬的準確性，在30200工作面軌道順槽掘進過程中采用非均衡支護，在巷道中布置測站，對巷道兩幫位移進行現(xiàn)場監(jiān)測及探測。

圖2 巷道兩幫移近量監(jiān)測曲線

由監(jiān)測曲線圖2可知：均勻支護下兩幫最大移近量分別為115mm、54mm，非均勻支護下兩幫最大移近量分別為62mm、50mm。兩幫移近量在巷道掘進17d左右趨于穩(wěn)定，之后變化微小，最終在巷道掘進20d后達到一個穩(wěn)定的移近量。觀測結(jié)果顯示，采用非均勻支護，巷道圍巖累計變形量較小，巷道兩幫未出現(xiàn)非對稱性變形，與數(shù)值模擬結(jié)果所得到的數(shù)據(jù)基本相同，巷道最終采用的支護參數(shù)如圖3所示，巷道圍巖控制效果良好。

圖3 巷道斷面錨桿、錨索支護參數(shù)圖

4 結(jié)論

（1）基于數(shù)值模擬的原理，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究了布置在應(yīng)力集中區(qū)的巷道圍巖變形破壞規(guī)律和傳統(tǒng)支護的弊端。

（2）通過工程實例的現(xiàn)場監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，采用非均勻支護參數(shù)后，錨桿支護作用得到充分發(fā)揮，兩幫位移量大大減小，完整性大大提高，圍巖變形得到有效控制。