深井全煤巷道反底拱支护优化数值模拟研究

高喜才，赵 强

（1.西安科技大学教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西西安710054;

2.西安科技大学能源学院，陕西西安710054;3.陕西彬长矿业集团胡家河矿业公司，陕西咸阳 713600）

深井全煤巷道反底拱支护优化数值模拟研究

高喜才1，2，赵 强3

（1.西安科技大学教育部西部矿井开采及灾害防治重点实验室，陕西西安710054;

2.西安科技大学能源学院，陕西西安710054;3.陕西彬长矿业集团胡家河矿业公司，陕西咸阳 713600）

针对陕西彬长集团公司胡家河煤矿井底水仓全煤巷道支护难题，采用数值模拟方法分析了原有初期支护方式存在的问题，提出了增加反底拱控制的综合支护方案并进行优化设计。模拟结果表明:通过增强顶板、两帮支护强度和反拱控底可以有效提高整体支护承载结构强度，巷道围岩塑性区明显减少，剧烈底鼓变形和顶部下沉得到显著改善。

深部开采;煤巷;反底拱;数值模拟

随着煤炭需求量和开采强度不断加大，浅部资源日益减少，煤矿开采逐渐向深部延伸，地质环境更加复杂［1］，导致巷道围岩结构、基本行为特征和工程响应均发生根本性变化，巷道剧烈矿压显现发生概率大增［2］。随开采深度增大，易产生底鼓的巷道比重越来越大，底鼓问题更加突出［3－5］。

彬长矿区胡家河煤矿井底水仓巷道沿底板留2.4m底煤掘进，属深部软底全煤巷道，在原有初期锚网索支护条件下出现顶板下沉、明显底鼓的较剧烈巷道变形特征，给水仓安装运行带来较大安全隐患。论文针对深部全煤巷道变形破坏特征，提出了反底拱支护技术方案，并通过数值模拟分析方法对巷道优化支护效果进行了研究。

1 工程地质概况

陕西省彬长矿区揭露的地层有三叠系、侏罗系、白垩系、第三系和第四系，区域构造位于鄂尔多斯盆地南部的渭北断隆区彬县～黄陵坳褶带，其主体构造为以东西向宽缓褶皱构造为主。胡家河煤

矿煤层表现为一整体东南高、西北低，并伴随着古地貌的隆起及凹陷存在着的背斜和向斜构造。4号煤层埋深621.6～810.0m，厚度0.8～26.20m，一般厚度为10～15.00m，结构较简单，节理裂隙较为发育，一般含2层夹矸，且位于煤层的中上部，属大部可采煤层，其单轴抗压强度为17.0MPa，单向抗拉强度为0.89MPa，孔隙率12.7，软化系数0.48。4号煤层伪顶多为黑色炭质泥岩，厚度小，直接顶板为较易冒落的泥岩、粉砂岩、砂质泥岩;基本顶以强度为6.7～17.2 MPa的中砂岩、粗砂岩为主的较坚硬顶板，受高强度开采影响将呈现较为剧烈的矿压显现;底板岩性一般为泥岩及粉砂岩，松散易碎，次为铝质泥岩，遇水易软化。矿井涌水以裂隙水为主，由于其覆岩含水层较多，水文地质类型划分为“复杂”类型，预计正常涌水量为470m3/h，最大涌水量为700m3/h。

2 深部巷道变形特征及支护对策

2.1 初期支护

井底水仓巷道断面为半圆拱形，净宽5500mm，净高2750mm，掘进断面17.16m2，净断面11.88m2。原有初期支护方式采用锚网喷支护，周边锚杆采用φ20mm×2300mm，间排距700mm×700mm，菱形布置，锚杆外露长度50mm，树脂锚固剂采用MSZ28/35型，每根锚杆使用3卷，并用砂浆封堵。托板采用 Q235钢，规格为150mm×150mm×8mm。钢筋网采用φ6mm的Q235钢筋焊接，网格100mm×100mm。

图1 初期支护断面

2.2 巷道变形破坏特征

水仓巷道掘进开挖围岩应力重新分布过程中，顶拱和两帮初期常规支护难以控制底板围岩变形，初次支护后即表现出明显的巷道变形，具体表现为顶板下沉和底鼓，距离掘进机迎头后15～20m左右即出现明显底鼓变形，且初期变形速度较大，局部最大值为600～700mm。

巷道周围煤体内部节理、裂隙发育;底板多为软弱炭质泥岩，松散易碎，遇水易软化;顶板裂隙水随底板次生裂隙发育区渗入底板造成强度降低的同时产生强大的体积膨胀压力，是巷道发生剧烈底鼓变形的内在原因。水仓巷道服务期限较长，巷道要经受长期的煤岩流变变形，有效处理底板是控制水仓巷道底鼓的关键。因此，提出了集锚网（索）、砌碹、底部反拱、底锚杆与封闭型钢筋网梁于一体的多重联合支护方式，并对支护效果进行了数值分析，进一步优化确定支护参数。

3 数值计算模拟分析

3.1 数值计算模型

根据水仓巷道围岩条件 （见表1），选取非线性大变形计算程序，建立深部软底全煤井底水仓围岩变形破坏特征数值分析平面应变模型，取模型尺寸为宽×高=60m×54.3m，用brick单元模拟煤层及围岩，采用cable单元模拟锚杆 （索）构件，采用Mohr－Coulomb本构模型，模型底部限制垂直位移，模型两侧面限制水平移动，上部施加上覆岩层等效载荷12.7MPa。

表1 煤岩层物理力学参数

3.2 优化方案模拟计算结果分析

（1）优化方案一 首先对底板1250mm深度的煤岩进行卧底超挖，同时底板实施锚杆支护，水泥砂浆全长锚固，间排距为1000mm×2000mm;顶板中轴增加 φ15.24mm×7100mm锚索，排距2800mm，每根锚索3卷树脂药卷，锚索托盘为长350mm的16号槽钢，锚索的预紧力不小于100kN，模拟模型见图2（a），塑性区分布特征见图2（b），位移矢量场分布见图2（c）。

图2 优化方案一

反底拱在底板深部形成稳定的承载结构，拱形底板将底板受力传递至拱角，大大降低了底部受力，使巷道形成封闭的受力整体，同时在锚杆加强支护下，改善底板中部岩体的应力状态，提高了其固有强度，抑制了其进一步发生拉伸和隆起。

半圆拱顶板两侧的锚杆端部基本达到稳定岩层，能将锚固范围内的岩体形成一个似整体的承载内结构，起到较好的加固效果，再加上顶板锚索已经深入到破坏区范围外的稳定岩层，将下部的锚固拱结构悬吊在稳定岩层上，对顶板起到较好的加固作用;巷道两帮的破坏区基本上在锚杆的锚固范围内。巷道弧顶肩部剪切破坏带范围最大为1.5～2m，两帮围岩发生塑性变形区域范围较小，特别是巷道底拱部发生塑性破坏的范围为0～0.5m。

在反底拱+底板锚杆+底板封闭钢筋梁联合支护作用下，周边位移明显减小，顶板最大位移量为56.5mm，底板最大底鼓量为115.5mm，两帮最大位移量仅为1.9mm，而且起到了良好的隔水作用，反底拱支护优化方案一对底板底鼓变形控制、保证巷道的稳定性起到了较好的支护效果。

（2）优化方案二 顶板施加单、双根锚索交替菱形布置3根锚索，单根在巷道顶板中部，双根在半圆拱两侧 45°角位置，选用 φ15.24mm×7100mm长锚索，每根锚索3卷树脂药卷，锚索托盘为长350mm的16号槽钢，锚索的预紧力不小于100kN，排距2800mm;同时增加两侧底角45°锚杆，应用φ20mm×3000mm螺纹钢锚杆，Q235钢托盘，规格150mm×150mm×8mm，角锚杆排距为2000mm，模拟模型见图3（a），塑性区分布特征及位移矢量场分布特征见图3（b），（c）。

通过半圆拱形肩部关键部位锚索的加强支护，使得垂直应力产生进一步均化，深层岩层抗剪切和抗变形能力增强，与锚杆相互耦合作用增加了顶板结构的刚度，充分调动了深部更大范围的外承载结构，充分发挥了自身的承载能力，提高了浅部围岩的承载能力的同时围岩塑性区有了明显的改善。

增加的底角锚杆在承受一定的轴向荷载的同时，主要发挥了其抗弯力学性能，成排的底角锚杆所形成的支护体系将巷道开挖后应力重分布所导致的竖向与水平荷载力进行了有利地转化，起到了切断底板基角部位塑性滑移线的作用，而且将应力向岩体深部传递，可以有效改善底板应力集中，抑制底角应力集中区岩体的剪切滑移破坏。

顶板最大位移量为56.3mm，底板最大底鼓量为111.9mm，两帮最大位移量仅为0.9mm，与无支护状态相比，顶板最大位移量减小44%～50%，底板最大底鼓量减小80%～85%，两帮最大位移减小95%以上，反底拱支护对底板位移量控制效果明显。

图3 优化方案二

4 现场应用

现场应用过程中考虑井底水仓巷道贮水功能、服务周期长的特点，在支护过程中优先选取方案二，同时巷道底板超挖形成反底拱后，及时进行积水处理，保证锚杆采用水泥砂浆全长锚固做好硬化防水处理后再回填。水仓硐室在2011年正常投入使用以后，现场长期观测顶底板及两帮最大移近速度为1.2～2mm/d，巷道表面位移基本处于稳定状态，没有发生明显的变形，特别是底板未出现进一步的底鼓现象。

5 结论

（1）深部巷道开挖后塑性区迅速向围岩深部扩展，发展范围较大，巷道浅部围岩承载能力急剧下降，采用主动的强力联合支护技术是有效解决深部巷道支护难题的有效途径。胡家河水仓巷道顶板裂隙水随底板次生裂隙发育区渗入底板造成强度降低的同时产生强大的体积膨胀压力是巷道发生剧烈底鼓变形的内在原因，有效处理底板是控制高应力煤层巷道底鼓的关键。

（2）针对胡家河煤矿井底水仓给定的巷道岩体结构型式、岩性及其地应力场条件，提出的锚网喷砌碹，底部反拱+底锚杆+钢筋网梁综合支护技术将各个支护结构优势结合，充分调动了深部更大范围的外承载结构，发挥了自身的承载能力，从根本上能够控制巷道围岩剧烈变形。

（3）数值模拟结果表明，水仓优化设计方案对深部全煤巷道底鼓变形控制效果明显，为矿区现场类似条件巷道设计施工提供很好的借鉴。

［1］刘泉声，高 玮，袁 亮.煤矿深部岩巷稳定控制理论与支护技术及应用［M］.北京:科学出版社，2010.

［2］王 成，张念超，臧英新.千米深井软岩煤巷支护方式数值模拟研究 ［J］.煤矿开采，2011，16（1）:48－52.

［3］谢广祥，常聚才.超挖锚注回填控制深部巷道底臌研究 ［J］.煤炭学报，2010，35（8）:1242－1247.

［4］姜耀东，赵毅鑫，刘文岗，等.深部开采中巷道底臌问题研究［J］.岩石力学与工程学报，2004，23（7）:2396－2401.

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［7］何满潮，张国锋，王桂莲，等.深部煤巷底臌控制机制及应用研究［J］.岩石力学与工程学报，2009，28（S1）.

［8］张后全，韩立军，贺永年，等.构造复杂区域膨胀软岩巷道底鼓控制研究［J］.采矿与安全工程学报，2011，28（3）.

Numerical Simulation of Bottom Arch Supporting Coal Roadway in Deep Mine

GAO Xi-cai1，2，ZHAO Qiang3
（1.Key Laboratory of Western Mining ＆ Disaster Prevention of Education Ministry，Xi＇an University of Science ＆ Technology，Xi＇an 710054 China;
2.Energy School，Xi＇an University of Science ＆ Technology，Xi＇an 710054，China;
3.Hujiahe Mining Company，Shanxi Bingchang Mining Group，Xianyang 713600，China）

In order to solve difficult problem of supporting coal minesump roadway in Hujiahe Colliery of Shanxi Bingchang Group，numerical simulation method was applied to analyzing problems in original supporting design and bottom arch supporting was put forward.Numerical results showed that strength of whole bearing structure could be improved effectively with bottom arch and by strengthening roof and sides supporting strength，plastic zone of surrounding rock reduced largely，severe floor heave deformation and roof subsidence was controlled obviously.

deep mining;coal roadway;bottom arch;numerical simulation

TD353

A

1006-6225（2012）02-0057-04

2011－10－18

陕西省重点实验室项目 （08JZ40）;西安科技大学培育基金 （200604）

高喜才 （1980－），男，河南方城人，讲师，博士，主要从事岩石力学与巷道支护方面的教学与研究工作。

［责任编辑:姜鹏飞］