林南仓矿软岩巷道支护技术研究

郑森

林南仓矿软岩巷道支护技术研究

郑森

随着林南仓矿开采深度的增大，巷道所处应力水平不断增大，巷道矿压显现剧烈，围岩变形严重，尤其是高应力条件下的泥质软岩巷道支护变得越来越困难。通过对林南仓矿高应力下深部软岩巷道破坏机理，巷道围岩矿物成分和主要围岩物理力学性质的分析，提出了采用拱顶锚杆前期临时后期永久支护、金属拱形支架、壁后混凝土充填、墙体补强锚索和注浆锚杆耦合协调支护，对巷道变形进行有效控制。通过FLAC 3D数值模拟，确定了林南仓矿深部高应力软岩巷道围岩的变形破坏特征，并验证支护设计的可行性和优化支护参数。通过巷道变形监测，表明新型支护体系有效地控制了深部软岩巷道围岩的大变形和底臌，维持了巷道的长期稳定，取得了良好的技术经济效果。

煤矿开采；巷道支护；高应力软岩巷道；矿压显现；壁后充填；FLAC 3D数值模拟

0 引言

随着对能源需求量的增加，煤矿开采深度也在增加，尤其是中东部矿井浅部资源逐渐枯竭，每年向深部发展的速度达到25 m以上。由此看来，很多煤矿已进入到千米以下的深部开采[1]。随着开采的深入，势必带来采区温度的提升、地应力的增加和地下水渗透压的增大，很多煤矿出现了不同程度的软岩灾害，尤其是深部软岩巷道破坏严重，深部软岩问题一直是困扰煤矿生产和建设的重大难题之一[2]。

林南仓矿隶属于河北开滦集团，位于河北省玉田县林南仓镇附近，矿井设计生产能力为120万t/a。林南仓矿-650轨道石门与回风石门方位N129°56′18″，中间和东部分别有二至三水平回风斜井以及轨道斜井，中间还有-650车场绕道，北部有一暗立井、标高-650 m，南部没有工程巷道。巷道相对于地表的标高是+1.68 m～+5.4 m，其中-650 m轨道石门总长2 591m，-650 m回风石门总长2 511 m，巷道间距中对中30 m，煤柱25 m，巷道埋深约700 m，采用立井多水平、阶段石门集中上山开拓方式。

林南仓矿地质条件复杂，高应力矿压显现严重，巷道围岩不稳定。尤其是煤12、煤9等大部分顶板为极不稳定、吸水易变软膨胀的粉砂岩，围岩节理发育，承载能力较低，对巷道的后期稳定造成了极大影响。在长期生产实践过程中，软岩巷道变形大，冒顶和底臌现象严重，严重影响了矿井正常生产。为此，林南仓在巷道支护形式上进行了长期的探索和实践，采取过可缩性金属支架支护、砌碹支护、锚网支护以及锚网加U型钢联合支护等多种支护形式，但是对于特殊位置和岩层破坏严重情况下的巷道支护效果仍然不理想。

1 巷道围岩矿物成分与物理力学特性分析

1.1 岩样分析

利用D/MAX-rA型X射线衍射仪对岩样进行矿物分析和黏土矿物定量分析，结果见表1。

表1 黏土矿物X射线衍射分析报告

由表1可知，巷道围岩含有蒙脱石、高岭石等膨胀黏土矿物，其遇水易泥化、水解、软化，并能产生较大的膨胀变形，加快了巷道围岩的变形破坏[3]；巷道围岩在地下水的浸泡下，围岩强度和刚度不断降低[4]，出现了围岩的流变特性，导致了巷道围岩失稳破坏。

1.2 围岩矿物成分与物理力学特性分析

林南仓矿主要研究的围岩物理力学特性见表2。外，巷道水化膨胀段的棚档间采用长度5 300 mm、直径15.24 mm的锚索进行墙体补强支护，配合400 mm×400 mm、厚度14 mm的大托盘强力维护巷道表面（见图2）。

表2 围岩物理力学特性

由表2可知，围岩自身强度较低、自稳能力较差，在其上覆岩层自重应力和构造应力的影响下，造成巷道围岩变形大、变形时间长，流变显著。

林南仓矿的顶底板多为粉砂岩和泥岩，且节理发育。这种软岩遇水极易膨胀，成流变状态，对底板破坏严重，反映在巷道上是底臌较为强烈。巷道围岩处在受多个大小不一断层与巷道相交复杂的构造应力作用下，造成巷道支护破坏。

2 FLAC 3D数值模拟

2.1 模型建立

本构模型选择遍布节理UJ模型，根据不同围岩条件和层理条件可选择不同物理参数进行模拟。本次模拟的研究仅针对困难和极其困难条件下的常规锚喷、壁后充填和锚喷混凝土浇筑支护进行对比分析，按不同支护结构与参数建立的2个模型如下。

模型1：采用普通锚网喷支护结构，其中锚杆为φ20×2 000，间排距800 mm×600 mm，喷层厚200 mm；模型单元数2 578，节点数7 792（见图1）。

模型2：在原锚网喷支护基础上，顶帮及底角采用注浆锚杆进行加固，其中普通锚杆规格与参数同模型1，顶帮及底角的注浆锚杆为φ22×1 800，间排距为1 500 mm×1 500 mm，浆液扩散半径取1.5 m。另

图1 数值计算模型1

图2 数值计算模型2

2.2 数值模拟计算结果分析

由FLAC数值模拟巷道变形结果可以看出，以模型1的变形量为基数，模型2相对于模型1的顶底板移近量减小了60%，两帮移近量减小了61%。由此可见，注浆加固能够有效地控制巷道变形。

从水平应力等值线可以看出，模型1的水平应力在拱顶部巷道表面处高度集中，而模型2水平应力集中则向高处转移（见图3、图4）。

图3 模型1水平应力等值线

图4 模型2水平应力等值线

从垂直应力等值线可以看出，模型1的垂直应力在两帮巷道表面处高度集中，而模型2则向两帮深处转移。由此可见，壁后充填支护条件下，应力集中在巷道表面的表现程度明显降低，高地应力逐渐向深部转移，因此岩体自身的承载能力得到有力发挥，从而更有利于维护巷道的稳定性（见图5、图6）。

图5 模型1垂直应力等值线

图6 模型2垂直应力等值线

另外，模型2的底角处虽然应力集中区域与模型1相差不大，但应力值有所下降，说明壁后充填的方法使底角处的应力集中现象得到一定程度上的缓解。

在围岩破坏区域形态的角度上可以看出，锚杆护顶、帮部补打锚索及锁腿锚杆的壁后充填后，在较高的构造应力下破坏深度明显变小，不仅阻止了围岩松动破碎，也防止了其向深部发展，从长期上看更有利于巷道的稳定(见图7、图8)。

图7 模型1网格变形

图8 模型2破坏区域

综上分析，帮部强化的壁后充填支护能有效改善巷道围岩的应力分布，减少巷道位移量，提高支护承载能力，底臌量也得到了一定程度的控制，保证支护结构整体长期稳定，因此是较佳的主动加固支护形式，较好解决了高应力软岩巷道的支护问题。

3 林南仓-650m南石门支护设计

通过对林南仓矿高应力下深部软岩巷道破坏机理、巷道围岩矿物成分和主要围岩物理力学性质的分析做以下设计，壁后充填巷道支护设计为半圆拱形断面，采用拱顶锚杆前期临时后期永久支护、金属拱形支架、壁后混凝土充填、墙体补强锚索和注浆锚杆耦合协调支护设计（见图9）。

林南仓矿-650南石门软岩巷道的具体支护设计的基本支护参数为：

（1）巷道支护棚距600 mm，巷道净断面13.36m2，巷道形状为半圆拱形，棚腿高为900mm；

（2）支护采用29U型钢金属拱形支架，分3节用卡缆进行连接；

（3）巷道进行壁后喷浆充填，充填厚度200 mm；

（4）锚杆支护拱顶采用φ20×2 000的HR335右旋螺纹钢锚杆，锚杆布置间排距为800 mm×600 mm的临时护顶和永久支护，棚腿采用同规格锚杆，施工为一腿一卡两锚杆进行锁腿；

（5）巷道水化膨胀段的棚档间采用长度5 300 mm、直径15.24 mm的锚索进行墙体补强支护，配合400mm×400 mm、厚度14mm的大托盘强力维护巷道表面；

（6）底板采用注浆锚杆加固，锚杆规格为φ22× 1 800，间排距1 500mm×1 500 mm，注浆用P.O42.5水泥，水灰比0.7∶1，注浆压力为1.5 MPa～2.5 MPa，底角注浆压力不大于3MPa。

4 支护效果

林南仓矿-650 m轨道石门和-650 m回风石门采用混凝土浇筑修复和壁后充填技术，由北向南顺利穿越煤12至煤4间的高应力泥质软弱岩层，巷道维护状况良好，表面收敛趋于稳定，其顶底板和两帮的移近量数据见图10。

图10 -650斜井下口交岔点巷道位移量

从图10的监测数据可以看出，两帮累计移近量为46mm，顶底板累计移近量为29mm，说明新支护系统提高了支护结构的整体性和围岩的整体强度及承载能力，有效控制了深部高应力膨胀性软岩巷道的大变形破坏，保证巷道的长期稳定和煤矿的正常生产。

5 结语

通过深部高应力膨胀性软岩巷道变形破坏机理研究分析，认为矿物成分、围岩强度、高应力、地下水等是影响其变形破坏的主要因素。数值模拟及现场监测结果表明，采用拱顶锚杆前期临时后期永久支护、金属拱形支架、壁后混凝土充填、墙体补强锚索和注浆锚杆耦合协调支护的方式，提高了巷道围岩和支护结构的整体强度和承载能力，有效地控制了深部软岩巷道围岩的大变形和底臌。这种支护技术是解决林南仓矿深部高应力膨胀性软岩巷道支护问题的一种有效支护形式。

[1]何满潮，谢和平，彭苏萍，等．深部开采岩体力学研究[J]．岩石力学与工程学报．2005，24（16）：2 803-2 813.

[2]何满潮．中国煤矿软岩巷道支护理论与实践[M]．北京：中国矿业大学出版社，2006.

[3]孙小明，武雄，何满潮，等.强膨胀性软岩的判别与分级标准[J].岩石力学与工程学报，2005，24（1）：128-132.

[4]何满潮，周莉，李德建，等.深井泥岩吸水特性试验研究[J].岩石力学与工程学报，2008，27（6）：1 113-1 120.

Study on Roadway Support Technology of Soft Rock in Linnancang Coal Mine

Zheng Sen

With the increasing of the mining depth and roadway stress level in Linnancang Coal Mine,roadway mine pressure appear drastically,surrounding rock deformation is serious,especially the pelitic soft rock of the roadways support is becomingmore and more difficult under the condition of high stress.By analyzing on the fracture mechanism of the deep soft rock roadways under high stress,themineral composition of surrounding rock and themain physical and mechanical properties of surrounding rock for Linnancang Coal Mine,the roadway deformation under effective control by using early temporary and later permanent vault anchor support,metal arch support,backwall concrete infilling,wall supplement anchor cable and coupling coordination supportwith grouted anchor is put forward. By the FLAC 3D numerical simulation,deformation and failure characteristics of surrounding rock in deep high stress soft rock roadway are determined,and the feasibility of supporting design is verified and the supporting parameters are optimized.Through the roadway deformationmonitoring,it shows that the new supporting system can effectively control the large deformation and the rise of working surface of surrounding rock in deep soft rock roadway,the long-term stability of the roadway ismaintained，and good technical and economic effect is achieved.

coalmining;roadway support;high stress and soft rock of roadway;mine pressure behavior;backwall infilling;FLAC 3D numerical simulation

TD353

B

1000-4866(2015)01-0008-04

2014－10－25

郑森，男，1988年4月出生，2011年毕业于中国矿业大学（北京）（采矿工程专业），现在大同煤矿集团公司矿井建设管理处工作，助理工程师。