软岩巷道支护优化设计与模拟分析

石建军，郭均中，郭志飚，刘宏伟

(1. 华北科技学院 安全工程学院，北京 东燕郊 101601; 2. 中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083; 3. 威信云投粤电煤炭有限公司，云南 昭通 657900)

软岩巷道支护优化设计与模拟分析

石建军1，郭均中1，郭志飚2，刘宏伟3

(1. 华北科技学院 安全工程学院，北京 东燕郊 101601; 2. 中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院，北京 100083; 3. 威信云投粤电煤炭有限公司，云南 昭通 657900)

基于云南观音山煤矿已有的煤层地质条件，针对位于泥质松软岩层中的二井+1100m水平运输大巷破坏严重，原软岩巷道支护设计不能满足使用要求，重新优化了支护参数，并进行模拟分析。采用数值模拟软件FLAC3D，建立了原支护巷道工程地质力学模型，分析巷道变形破坏过程中的应力分布情况，巷道周围形成“两侧”应力集中，常常造成巷道两边剪坏，无锚索支护时，巷道拱顶应力集中程度较高。根据结果重新进行了锚网索支护参数设计，并进行了对比分析。结果表明：增加了锚网索支护后，剪应力分布较为均匀，使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载，从而减小了巷道的变形量，通过锚索的作用，调动了巷道深部围岩的强度，从到了对巷道浅部围岩的支护效果。

软岩巷道；支护；锚网索；数值模拟；优化

0 引言

随着我国大多数煤矿相继进入深部开采状态，巷道支护困难，且常出现重复翻修现象，维护费用高。深部软岩巷道控制成为这些企业亟待解决的关键难题之一[1-3]。观音山煤矿巷道工程多位于龙潭组煤系地层内，部分位于龙潭组煤系地层底板玄武岩内。自井巷工程进入龙潭组煤系地层后，巷道发生不同程度的破坏，尤其是位于泥质松软岩层中的二井+1100 m水平运输大巷破坏严重。

由于观音山煤矿多条开拓和准备巷道置在泥质岩层中，围岩强度较低，层理、节理发育，造成巷道施工后出现了一些非线性大变形力学现象，如巷道片帮、两帮大变形、喷体开裂、底臌等现象，造成巷道围岩变形严重等。上述问题给支护与开采带来了很大的难度，严重影响矿井接续，造成安全生产隐患，制约了观音山煤矿的发展。以+1100 m水平运输大巷和回风上山支护工程作为对象，进行巷道支护优化研究，为煤矿深部资源高产高效、安全生产提供技术保障[4-6]。

1 地质条件

威信云投粤电扎西能源有限公司观音山井田可采煤层为C1、C5两层，矿井投产时移交西一一、西一二采区，两采区开采范围内C5煤层全区可采，其中西一一采区和西一二采区东翼C5煤层存在增厚现象，煤厚最厚11.51 m，平均在4.37～6.59 m之间，煤层倾角32°～39°，西一二采区西翼C5煤层厚在2.52～2.61 m之间，煤层倾角40°；总体上煤层有由浅至深厚度变薄、倾角逐渐变缓的趋势。

煤层直接顶板一般为深灰色泥岩，局部为泥质灰岩，厚度0.09～4.6 m，一般0.5～1.5 m；直接底板为浅灰色泥岩、砂质泥岩，厚0.5～2.87 m，一般1～2 m。可采煤层特征见表1。

表1 可采煤层特征表

2 原支护设计

二井+1100 m水平运输大巷，原支护设计如图1所示，巷道破坏如图2所示。

图1 原巷道支护图

图2 巷道破坏图

3 原支护模拟分析

建立原巷道的工程地质力学模型，通过FLAC3D软件对模型进行数值模拟，分析巷道变形破坏过程中的应力分布情况，从而为进一步分析支护对策和优化支护参数提供科学依据。

3.1 计算模型的建立

计算范围长×宽×高=20 m×30 m×30 m，共划分15270个单元，16832个节点。该模型侧面限制水平移动，底部固定，模型上表面为应力边界，施加的荷载为27 MPa，模拟上覆岩体的自重边界。

材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则。X方向荷载大小为39.2 MPa，Y方向的荷载大小为23.1 MPa。[7-10]工程岩体的物理力学计算参数见表2，模型见图3。

表2 岩体物理力学性质

图3 模型图

3.2 围岩应力和位移模拟

围岩应力和位移模拟如图4～6所示。

图4 σx和σy应力图

图5 τxy应力图

图6 巷道变形图

由图4～6可以看出，巷道周围形成“两侧”应力集中关键部位，常造成巷道两边剪坏，无锚索支护时，巷道拱顶应力集中程度较高。

4 新支护设计与模拟

4.1 新支护设计

修改支护设计，在原设计的基础上顶板施加两根8 m长锚索调动深部围岩自承能力。底角施加4根45°锚杆。增加了网和锚杆耦合。

图7 新巷道支护图

4.2 围岩应力和位移的变化

增加了锚网支护后，水平方向应力仅在支护体范围附近比较明显。应力集中区出现在巷道的两角部。如图8所示。剪应力主要出现在支护体内，分布较为均匀。如图9所示。

图10中岩体变形明显变小，同时，巷道整体变形也更均匀。

4.3 锚索作用分析

图8 σx和σy应力图

图9 τxy应力图

图10 巷道变形图

图11～12是在均质围岩条件下锚索加固模拟计算结果。由图11可以看出，没有锚索支护时，巷道周围形成“两侧”应力集中关键部位，常常造成巷道两边剪坏；在应力集中关键点上施工锚索后，浅部围岩剪应力集中程度明显减小，深部岩体的剪应力水平显著增加，表明调动了深部岩体强度，控制了浅部岩体的稳定性。

图11 施加锚索前后xy应力图

图12 施加锚索前后y应力图

由图12可以看出，无锚索支护时，巷道拱顶应力集中程度较高，施加锚索后，使应力集中程度大幅度降低，同时使深部围岩岩体σy发生集中。

通过比较可以看出，施加锚索支护后巷道围岩应力分布具有明显不同，主要表现在施加锚索支护后，剪应力明显向巷道深部围岩延伸、扩张，应力集中程度相对减小，在巷道围岩深部锚索顶端出现拉应力集中区。这说明由于锚索的作用，使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载，从而减小了巷道的变形量。同时，巷道开挖后，围岩的强度由空区向深部逐渐增大到原岩强度，通过锚索的作用，调动了巷道深部围岩的强度，从而达到了对巷道浅部围岩的支护效果。

5 支护效果

原巷道由于支护方式及参数不完善，变形严重，如出现了，巷道底鼓，顶板下沉严重，帮鼓出现象。为了满足运输大巷和回风大行的使用继续要求，在不影响生产的情况下逐段翻修，由于翻修工程量大，调用专门队伍进行翻修。图13为翻修巷道经过修改支护参数现场实际情况图。满足了现场使用要求。

图13 支护巷道效果图

图14为翻修巷道实测U～t曲线，由于巷道断面增加了两根8000 mm的锚索和四根底角45°锚索，现场使用效果较好。新参数使用后巷道顶板下沉、两帮鼓出、底板鼓起变形明显好转。无论是顶板、底板、两帮的变形大约在55天后稳定，其中顶板最终下沉量达到28 mm；两帮鼓出量达到23 mm；底鼓量36 mm。实现了巷道的稳定。

图14 巷道实测U～t曲线图

6 结论

根据观音山煤矿+1100 m水平运输大巷原支护巷道破坏严重，重新设计支护参数，满足了使用要求可以得出以下结论：

(1) 在原来支护基础上使用锚网索支护，实测巷道支护满足使用要求。

(2) 增加了锚网支护后，水平方向应力仅在支护体范围附近比较明显。应力集中区出现在巷道的两角部。剪应力主要出现在支护体内，分布较为均匀。效果得到改善

(3) 施加锚索支护后，使巷道深部岩体也承担了浅部围岩的支护荷载，从而减小了巷道的变形量，通过锚索的作用，调动了巷道深部围岩的强度，从而达到了对巷道浅部围岩的支护效果。

[1] 侯朝炯. 巷道围岩控制[M]. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2013:186-194.

[2] Zhao Zenghui, Wang Weiming, Wang lei. Response models of weakly consolidated soft rock roadway under different interior pressures considering dilatancy effect[J]. Journal of Central South University, 2013, 20(12): 3736-3744.

[3] 刘洪涛, 马念. 煤矿巷道冒顶高风险区域识别技术[J]. 煤炭学报, 2011, 36(12) : 2043-2047.

[4] 李海燕, 李术才. 膨胀性软岩巷道支护技术研究及应用[J]. 煤炭学报, 2009, 34(3): 325-328.

[5] 张永杰, 柏建彪, 李 磊, 等. 复合顶板松软煤层锚网喷支护实践[J]. 中国煤炭, 2010(5) : 53-57.

[6] 方新秋, 赵俊杰, 洪木银. 深井破碎围岩巷道变形机理及控制研究[J]. 采矿与安全工程学报,2012, 29(1):1-7.

[7] Yang Xiaojie, Wang Fuqiang, Guo Zhibiao, et al. Mechanism and support measures of floor heave mainly caused by horizontal extrusion stress in soft rock roadway[A]. Rock Stress and Earthquakes Proceedings of the 5th International Symposium on In-Situ Rock Stress[C]. 2010: 387-394.

[8] Fu Jianqiu, Feng Chao, Shi Jianjun. Investigation into the deformation of a large span roadway in soft seams and its support technology[J]. Mining and Technology(China), 2011, 21(4) : 531-535.

[9] Chang Jucai, Xie Guangxiang. Research on space time coupling action laws of anchor cable strengthening supporting for rock roadway in deep coal mine[J]. Journal of Coal Science and Engineering(China), 2012, 18(2) : 113-117.

[10] 孙晓明, 张国锋, 蔡 峰, 等. 深部倾斜岩层巷道非对称变形机制及控制对策[J]. 岩石力学与工程学报，2009, 28(6) : 1137-1143.

Numerical Simulation and optimization of the supporting in soft rock

SHI Jian-jun1，GUO Jun-zhong1，GUO Zhi-biao2，LIU Hong-wei3

(1.SchoolofSafetyEngineering,NorthChinaInstituteofScienceandTechnology,Yanjiao, 101601,China; 2.InstituteofGeotechnicalEngineering,ChinaUniversityofMiningandTechnology(Beijing),Beijing,100083,China; 3.WeixinYunnanElectricCapitalLtd.,Zhaotong, 657900,China)

Based on the geological conditions of coal seam in Guanyinshan coal mine, for the severe damaged transport roadway at the level of 1100m in No.2 well located in argillaceous soft rock, and the original soft rock roadway support design cannot meet the use requirements, the support parameters are optimized and analyzed simulatively. Using the numerical simulation software FLAC3D, the engineering geological mechanical model of original support roadway is established, and the stress distribution in the process of roadway deformation and failure is analyzed. The stress concentration forms on both sides around the roadway, which often results in shear failure on both sides of roadway. The stress concentration of roadway vault is high without anchor supporting. Based on the results, the parameters of bolt mesh cable support are designed, and the comparative analysis is carried out. The results show that after increasing the bolt mesh anchor support, shear stress distribution is more uniform, the deep rock mass of roadway also bears the support load of shallow rock, so as to reduce the amount of rock deformation. With the anchor, the strength of the deep roadway surrounding rock is mobilized, so as to achieve the support effect of roadway shallow rock.

soft rock roadway supporting, cable anchor; numerical simulation; optimization

2017-03-23

国家自然科学基金资助(51674119)，河北省自然科学基金资助(E2016508003)，中央高校基本科研业务费资助项目(3142015084)

石建军(1975-)，男，黑龙江人，博士，华北科技学院安全工程学院副教授，研究方向：矿山压力及其控制。E-mail: shjjwrh@126.com

TD353

A

1672-7169(2017)02-0015-04