深井软岩巷道协调支护优化研究

深井软岩巷道协调支护优化研究

宗承波

中煤新集口孜东矿 安徽淮南 232000

摘要：根据现场调研对巷道变形破坏特征进行分析，理论计算巷道所需支护强度及设计支护能够提供的强度，模拟不同支护方案下的位移，结论：强烈底鼓和两帮移近是深井软岩大巷的主要矿压显现特征；支护提供的强度为回风下山0.685MPa，运输下山和轨道下山0.460MPa；确定回风下山采用：“锚网索+36U型钢可缩支架+底板注浆2.3m+顶板及两帮注浆5.0m”，运输下山、轨道下山采用：“锚网索+29U型钢可缩支架+顶板及两帮注浆3.0m”支护方案；注浆5m情况下更有利于控制回风下山变形。

关键词：软岩；巷道支护；数值模拟

Research on Coordinated Support Optimization of Deep Mine Soft Rock Roadway

Zong Chengbo

China Coal Xinjikou Zidong Mine, Huainan, Anhui 232000

Abstract: According to the field investigation, the deformation and failure characteristics of the roadway are analyzed, the required support strength of the roadway and the strength that the design support can provide are calculated theoretically, and the displacement under different support schemes is simulated. The main characteristics of rock pressure appearance; the strength provided by the support is 0.685MPa for return wind downhill, transportation downhill and track downhill 0.460MPa; it is determined that the return wind downhill adopts: "anchor mesh cable + 36U steel retractable support + floor grouting 2.3m + roof and two sides of grouting 5.0m", transportation downhill, track downhill adopts: "anchor mesh cable + 29U steel retractable support + roof and two sides of grouting 3.0m" support plan; more in the case of grouting 5m Conducive to control the deformation of the return wind down the mountain.

Keywords: soft rock; roadway support; numerical simulation

通过总结国外支护技术的发展历程可以看出，每个国家的支护技术特点都各不相同，但随着锚杆技术的控制效果及造价的优点不断显现，关于锚杆的研究和应用亦有极大的发展^[1]。国内巷道支护技术在总结和吸收国外先进经验的基础上，通过不断的摸索和研究也找到了更加适合国内地质条件的支护技术，总结主要有锚杆支护、棚式支护、注浆加固及联合支护技术等。

1 巷道变形破坏特征

口孜东矿13-1煤层顶板37.1m范围主要为泥岩或砂质泥岩。地应力测量结果表明，巷道围岩最大水平主应力21.84MPa，最小水平主应力11.42MPa，垂直应力25.12MPa。

由巷道顶板变形来看，巷道开挖后受风化的影响，围岩裂隙逐渐由浅部向深部扩展，形成了大范围松软破碎区，巷道围岩快速变形，金属网凸起，形成大挠度鼓包；由巷道两帮变形来看，肩窝处出现明显的剪切破坏裂缝，发生强烈扩容变形，巷道底角支护相对薄弱处帮部出现台阶式鼓出，支护体整体外移而失效。

从巷道底板变形来看，表现出结构性流变现象，底板出现强烈底鼓，大部分巷道底鼓量约占巷道顶底板移近总量的80%。

强烈底鼓和两帮移近是深井软岩大巷的主要矿压显现特征。

2 协调支护优化研究

2.1 巷道支护强度理论计算

运用弹塑性力学方法建立简化力学模型如图1，对巷道围岩稳定性进行分析，考虑推导实际作出以下假设

^[2,3]：

（1）巷道断面为圆形，埋深和长度足够以简化为平面应变问题且不考虑重力梯度，侧压系数为1；

（2）围岩为均匀、各向同性介质，粘聚力c与内摩擦角 值为常数；

（3）破坏准则为Mohr-Coulomb准则；

（4）支护结构所提供的支护阻力 处于均匀分布状态。

图1 巷道力学模型

Fig.1 Mechanical model of roadway

当不考虑体力时，微元体（图2）平衡方程为：

（1）

其中， 分别为径向应力、切向应力；r为微元体半径； 为微元体坐标夹角。

图2 力学计算微元体

Fig.2 Mechanical calculation of micro-bodies

根据围岩屈服服从Mohr-Coulomb 准则，则可写为：

（2）

当巷道围岩处于塑性状态时，支护阻力与位移u的关系式一般采用修正的芬纳公式^[3,4]进行计算：

（3）

根据采区下山巷道掘进期间变形监测资料，下山巷道掘出后未支护前变形分别如下：回风下山巷道变形约为165mm，运输下山巷道和轨道下山巷道变形约为104mm。为了控制围岩变形，可计算出下山巷道所需理论支护强度。具体数据如表1。

表1 采区下山巷道所需支护强度

Table 1 Support strength required for downhill roadway in mining area

2.2 支护所能提供支护强度计算

2.2.1锚杆（索）支护强度计算

1）锚杆支护参数的理论计算

锚杆参数的计算主要有工程类比法、理论计算法和系统设计法等，本次采用理论计算法并以悬吊理论为基础进行锚杆参数的计算^[5,6]。

①锚杆长L可由下式计算：

（4）

式中L1—锚杆外露长度，一般取0.15m；L2—锚杆有效长度，可取巷道松动圈范围3.0m；L3—锚杆锚固长度，一般取0.4m；

②根据锚杆杆体承载力与锚固力等强度原则，计算杆体直径D（mm）为：

（5）

式中Q—锚杆设计锚固力，KN，取98KN； —锚杆杆体的抗拉强度，MPa，335MPa.

锚杆锚固力应不小于被悬吊的不稳定岩层的重量，按下式计算：

（6）

式中Q—锚杆设计锚固力，KN，取98KN；K—安全系数，一般取1.5~2.0，取1.8；a1、a2—锚杆间排距，保守取0.8×0.8m。

2）锚索支护参数的理论计算

锚索长度的计算类似锚杆，可用悬吊原理，具体计算如下：

①锚索长度的确定Ls：

（7）

式中 L_s1—锚索外露长度，取0.3m；L_s2—锚索有效长度，m，取巷道松动圈范围，6.0m；L_s3—锚索锚固长度，取1.4m。

②锚索钢绞线直径，锚索锚固力150KN，抗拉强度1860MPa，可保守取直径D=18.90mm。

③锚索间排距：锚索安装困难，不宜密集锚入岩层，其间距可按下式计算^[7,8]：

（8）

式中P1—锚索的承载能力，取150KN；a'—顶锚杆间排距，0.77m；K—碎胀系数，取0.6~0.7；f—围岩坚固性系数，取4；B—巷道宽度，取5m；γ—上覆岩层的平均容重，KN/m³，取27；P2—锚杆的锚固力，取98KN；a—角锚杆与顶板夹角，75°。

3）锚杆（索）支护强度计算

根据现场实测，锚杆工作阻力为98KN，锚索为150KN。对于运输下山和轨道下山，其现场破坏情况并不严重，回风下山围岩变形破坏较严重，而原支护锚杆（索）的直径及长度较合理，结合现场工程条件及后期注浆的考虑，主要通过调整原锚杆（索）支护间排距来提高其支护强度，同时考虑到间距匹配，具体参数调整如表2：

表2 锚杆（索）参数

Table 2 Anchor (cable) parameters

则运输下山和轨道下山的锚杆（索）所能提供的支护强度P₁为：

（9）

回风下山的锚杆（索）所能提供的支护强度 为：

（10）

2.2.2 可缩U型刚支架支护强度计算

在轴力的作用下搭接部位将会出现变形并相对滑动使支架的曲率半径减小，从而使其产生的附加压力使型钢和搭接部位之间承受的压力增大，搭接部位就会滑移，支架所承受的载荷减小，当轴力≤摩擦力时，支架将保持稳定，依次循序渐进的形变，可缩支架也就可以实现其可缩性。

常见金属可缩支架受力模型可简化为图3，已知条件为巷道顶部拱形的半径r，支架柱腿ab、ef的长度为t，cd为两节拱形梁，梁、腿的弧线的圆心角分别为 型钢的惯性矩为I_x，钢材的弹性模量为E、支架所受载荷集度为q，载荷系数为n，相关计算公式为：

垂直反力：

（11）

水平反力：

（12）

耳定位型钢接头阻力S为：

（13）

图3 可缩支架受力模型

Fig. 3 Force model of retractable support

根据GBT4697-2008《矿山巷道支护用热轧U型钢》中给出U型钢力学性能和工艺性能要求，国家标准规定29U型钢屈服强度 ≥335MPa，36U型钢屈服强度 ≥350MPa。

U型钢的型号主要有25U型钢、29U型钢、36U型钢，近年来随着我国煤矿采深的增加，特别是针对软岩大变形支护，25U型钢已经很难满足要求。下山巷道围岩属于典型软岩，围岩松软破碎，裂隙发育，故本次选型在满足支护强度的前提下，根据巷道断面形状以及尺寸，结合工程类比以及围岩分类支护建议的考虑，轨道下山和运输下山拟采用四节直腿半圆拱式29U型可缩性支架、回风下山采用36U型可缩性支架，棚距0.5m。

当U型钢排距为0.5m时，29U型钢可以提供的支护强度为：

（14）

同理，当U型钢排距为0.5m时，36U型钢可以提供的支护强度为：

（15）

3 巷道支护数值模拟方案研究

3.1 数值分析模型建立

根据下山巷道布置实际，结合该区域综合地质柱状图与待优化支护方案，建立如下四种数值模型（图4）；通过AutoCAD、ANSYS 并结合其它中间软件建立模型然后导入FLAC3D软件，注浆加固区域岩体物理力学参数见表3；假定模拟范围内层状岩体为均匀各向同性介质，屈服准则采用Mohr-Coulomb 准则，不考虑地下水及浆液与地下水多场耦合效应的影响；锚杆、锚索采用cable单元，U型钢采用shell单元（假设支架连接处节点为刚性节点，忽略支架搭接部位的影响），注浆加固采取的是单独建立模块的形式；考虑到巷道开挖3-5倍影响范围，结合工程实际，确定模型尺寸为135m×63.31m×1m，在划分网格时靠近巷道部位进行细化，远离巷道部位时可适当加粗网格以加快计算速度、节约内存。

图4 数值模拟方案模型

Fig.4 Numerical simulation models

表3 注浆加固区岩体力学参数

Table 3 Mechanical parameters of rock mass in grouting reinforcement area

3.2 不同方案巷道围岩位移特征分析

（1）水平位移特征分析

不同支护方案下的水平位移曲线如图5所示。

（a）回风下山 （b）运输下山

（c）轨道下山

图5 不同支护方案巷道水平位移曲线

Fig. 5 Horizontal displacement curve of roadway under different support schemes

可以看出：单纯锚网索、U型钢联合支护帮部位移仍然较大，加之现场破碎、局部淋水等情况，帮部实际会发生更大的位移，不利于巷道帮部稳定性控制。而锚网索、U型钢、注浆（3m、4m、5m）联合支护后，巷道变形明显得到较好控制，且随着注浆厚度增加，巷道两帮变形逐渐减小，巷道两帮深部岩体位移变形较小。

对于运输下山和轨道下山，可以看出：在不同支护方案下，随着回风下山巷道注浆厚度增加，运输下山和轨道下山左右帮位移呈减小趋势，但影响较小，因此设计支护可以控制运输下山和轨道下山帮部围岩稳定。

（2）垂直位移特征分析

由不同支护方案下的垂直位移曲线图6可以看出：在方案1，锚网索及U型钢联合支护下回风下山巷道仍存在较大变形，不利于巷道稳定性控制；从位移曲线看，随着注浆厚度的增加顶底板位移均出现不同程度的减小，且顶底板浅部位移较深部位移大，当达到某一深度时垂直位移会逐渐趋于0。在锚网索、U型钢、注浆（3m、4m、5m）联合支护下，方案1、2垂直位移较大，而注浆厚度为4m与5m条件下巷道顶底板位移量明显减小但两者差别较小，也即两者都能达到提高围岩稳定性的目的。

运输和轨道下山在锚网索、U 型钢与注浆（3m）联合支护下，能有效控制两下山巷道围岩变形破坏，虽然两下山随着回风下山巷道注浆厚度增加，巷道顶底板变形略有减小，但影响程度较小。

总体来看，方案1和方案2位移仍较大，方案3和方案4位移都明显减小，但差别不大，结合现场复杂的地质条件与软岩性质，回风下山注浆5m时（方案4）围岩位移控制效果最佳，更能有效控制围岩的变形破坏。

（a）回风下山 （b）运输下山

（c）轨道下山

图6 不同支护方案巷道垂直位移曲线

Fig. 6 Vertical displacement curve of roadway under different support schemes

4 结论

（1）巷道底角支护相对薄弱处帮部出现台阶式鼓出，支护体整体外移而失效；大部分巷道底鼓量约占巷道顶底板移近总量的80%；强烈底鼓和两帮移近是深井软岩大巷的主要矿压显现特征。

（2）回风下山所需支护强度为0.57MPa，运输下山和轨道下山为0.36MPa；支护能提供的强度为回风下山0.685MPa，运输下山和轨道下山0.460MPa。

（3）确定回风下山采用：“锚网索+36U型钢可缩支架+底板注浆2.3m+顶板及两帮注浆5.0m”，运输下山、轨道下山采用：“锚网索+29U型钢可缩支架+顶板及两帮注浆3.0m”的支护方案。

（4）在位移方面，单纯锚网索+U型钢联合支护下巷道顶底板和帮部位移仍然较大，而注浆后巷道变形降低明显，对比后发现注浆5m情况下更有利于控制回风下山变形。

参考文献

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作者简介：宗承波（1987—），男，安徽淮南人，中煤新集公司口孜东矿主管工程师。