基于原岩应力测量的软岩巷道支护优化设计研究

高 峰，刘桂玲

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同 037003）

基于原岩应力测量的软岩巷道支护优化设计研究

高 峰，刘桂玲

（山西大同大学煤炭工程学院，山西大同 037003）

为了解决曹庄煤矿高应力软岩巷道支护困难的问题，进行了井下原岩应力实测，采用基于实测地应力的锚杆支护优化设计方法，优化了巷道支护设计参数。工程实践表明，该支护技术有效控制了高应力软岩巷道围岩变形，取得了良好的技术经济效益，提供了一种控制高应力软岩巷道围岩变形的有效方法，对类似条件下巷道支护设计具有一定借鉴意义。

软岩；锚杆支护；原岩应力；优化设计

原岩应力是引起各种地下工程变形和破坏的根本作用力，地下工程的失稳主要是应力重分布超过围岩强度或围岩变形过大造成，而危险程度判断还要取决于区域地应力分布状态［1-4］。

随着矿井开采深度和强度的不断增加，曹庄煤矿在地应力、地质构造、成岩作用及岩体成分等的影响下，围岩变形大、破坏范围广，巷道冒顶、片帮及底臌层出不穷。巷道需要多次维修与翻修，巷道支护难度明显加大、安全不能保证、支护成本加大、矿井效益下降，成了制约矿井高产高效建设的关键。因此，必须充分掌握原岩应力分布规律，在现有工程地质、生产技术条件下，确定巷道围岩稳定性状况、选用支护形式、所需支护强度、优化支护参数等，确保巷道支护工程设计的安全性和经济性。

1 基于原岩应力的锚杆支护优化设计方法

锚杆支护在煤矿巷道中的应用日益广泛，在国外主要产煤国家已经形成了系统锚杆支护成套技术，给矿井带来了巨大的效益。锚杆支护属主动支护，其作用机理复杂，主要是锚杆轴向作用改变围岩的受力状态，使围岩由开挖后的二向应力状态向三向应力状态转化，提高锚固范围围岩强度，增加整体承载能力。锚杆支护还可产生横向作用，阻止围岩沿弱面发生相对运动，提高弱面抗剪能力。锚杆支护设计关系着巷道安全，而且对支护材料、施工速度、巷道维护状况乃至回采工作面推进速度都有直接影响［5-7］。

地应力分布状态对巷道变形与破坏特征有显著影响，以地应力实测数据为主要输入参数，合理选用数值模拟软件进行锚杆支护设计尚不多见。基于地应力的锚杆支护优化设计方法以计算机数值模拟分析为主，现场监测和工程类比为辅，主要步骤：

1）对巷道围岩进行地应力测试，采用现场地质调查和实验室力学性能测定确定围岩物理力学参数，对巷道围岩进行地质力学评估。

2）在围岩地质力学评估的基础上，对巷道围岩变形破坏情况进行计算，采用模糊聚类分析法确定出围岩等级，为支护形式、支护强度及施工管理措施的选择提供科学依据。

3）根据生产实际确定巷道断面特征，用工程类比法和理论分析法确定钻孔直径、树脂药卷参数，托梁、托盘参数；采用正交数值模拟实验分析法优化锚杆支护设计参数。

4）对巷道围岩稳定性及锚杆工作状态实施监测，将数值分析结果与实测数据对照，以检验和修改设计。

2 巷道锚杆支护优化设计实践

2.1 地应力实测

在主采煤层两个水平上布点，采用空心包体法进行地应力实测，测量结果见表1。可以看出，地应力宏观上属于构造应力场，以水平压应力为主，地应力水平中等偏上，应根据实际情况适当加强巷道支护。

表1 原岩应力测试结果

2.2 试验巷道工程地质条件

高应力软岩试验巷道地面位于上乐坪平原及山梁上，煤层底板等高线+250～+135m，盖山厚度在440～620m之间；2#煤层平均厚度3.85m，倾角为4°～12°，煤层结构复杂，巷道设计长度为1 600m。煤岩层物理力学参数见表2。

表2 煤岩物理力学参数

2.3 锚杆支护优化设计分析

采用FLAC4.0进行巷道支护优化设计［6-8］，建立的数值计算模型如图1所示。

图1 数值计算模型

巷道支护为“锚杆+金属网+钢筋梯梁+锚索”，根据顶板和两帮围岩变形破坏特征及巷道围岩稳定性评价结果，对锚杆支护参数优化的正交数值模拟试验取2个因素：顶板和两帮，每个因素取3个水平。

优化计算后采用“高强让压锚杆+带肋锚索”联合支护形式，巷道支护设计断面如图2所示。支护参数为：①顶板锚杆选用左旋无纵筋高强让压锚杆，加焊接钢筋梁、金属菱形网，锚杆φ24×2 400mm，间排距750×900mm，端锚K2335、Z2360树脂药卷各一支，锚杆预紧力大于60kN，锚固力大于120kN；②煤巷两帮采用左旋无纵筋高强锚杆φ24×2 200mm，间排距为700×900mm，端锚，K2335、Z2360树脂药卷各一支，锚杆预紧力大于30kN；③锚索按3-2-3型式布置，排距1 800mm，规格φ17.8×8 500mm，预紧力200kN，每根锚索孔一支K2335药卷、两支Z2360药卷，托板尺寸300×300×16mm。

图2 巷道支护断面图

3 矿压监测结果及分析

锚杆支护围岩活动具有隐蔽性，围岩的破坏失稳一般没有明显预兆，具有突发性，为了掌握锚杆及锚索承载情况、围岩变形特征以及巷道支护状况，便于对支护设计进行修改、调整，需要进行矿压观测［4］。

1）顶板离层观测

图3 顶板离层仪观测曲线

由图3顶板离层观测曲线可以看出，优化支护断面顶板离层在16d后趋于稳定，顶板浅部离层稳定值为25mm，深部离层量为16mm，原支护顶板浅部离层稳定值为36mm，深部离层量为26mm。与原支护相比，新型支护断面顶板离层较短时间内趋于稳定，离层数值明显减小。

2）巷道表面位移观测

图4 巷道表面位移观测曲线

由图4巷道表面位移观测结果可见，45d时原支护断面顶底板相对移近量约233mm，两帮相对移近量156mm，优化支护断面顶底板相对移近量112mm，两帮相对移近量为76mm，比原支护断面下降35％～52％。

锚杆锚索受力均匀，无断裂失效现象发生，能保持一定工作载荷且有部分余量，支护整体工作性能良好，适应于高应力碎胀围岩巷道支护。

4 结论

1）充分考虑原岩应力对巷道围岩稳定性影响，采用巷道埋深、最大水平主应力及最大水平主应力方向与巷道轴向的夹角等指标，量化其对巷道围岩稳定性的影响，提出基于实测原岩应力的巷道锚杆支护优化设计方法。

2）矿压观测结果表明，优化后的高强让压锚杆和带肋锚索联合支护方案，提高了高应力软岩巷道支护结构整体承载力，有效控制围岩变形，达到了支护设计预期的效果。

［1］侯朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护［M］.徐州：中国矿业大学出版社，1986.

［2］康红普，王金华.煤巷锚杆支护理论与成套技术［M］.北京：煤炭工业出版社，2007.

［3］李殿国.煤矿软岩巷道支护技术新进展［J］.煤炭科学技术，2010，38（4）：37-39.

［4］靖洪文，李元海，赵太宝，等.软岩工程支护理论与技术［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2008.

［5］何满潮，袁和生，靖洪文，等.中国煤矿锚杆支护理论与实践［M］.北京：科学出版社，2004.

［6］吴爱民.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计［D］.徐州：中国矿业大学，2005：12-66.

［7］余伟健，高谦.高应力巷道围岩综合控制技术及应用研究［J］.煤炭科学技术，2010，38（2）：1-5.

［8］漆泰岳.锚杆与围岩相互作用的数值模拟［M］.徐州：中国矿业大学出版社，2002.

〔编辑 石白云〕

A Study on Soft Rock Roadway Supporting Design Optimal Method based on Ground Stress Measurement

GAO Feng，LIU Gui-ling
（School of Coal Engineering，Shanxi Datong University，Datong Shanxi，037003）

In order to solve the problem of bolt supporting about high stressed soft rock roadway in the Coal Mine，the optimal bolt supporting design method based on ground stress is put forward，and the optimized design scheme is used to roadway supporting The engineering practices show that the plan could control the strong deformation of roadway surrounding rock，the supporting effect is better than the original support style，and the support cost and maintenance expense sharply decrease.And the method is feasible to controlling high stressed roadway rock.It is referential significance for controlling and maintaining the soft roadway in the similar conditions.

soft rock；bolt supporting；ground stress measurement；design optimization

TD353；TU459

A

1674-0874（2011）02-0061-03

2010-12-05

山西大同大学博士科研启动基金［201016］

高峰（1977-），男，山东泰安人，博士，讲师，研究方向：工程力学与岩土工程。