软岩巷道支护参数优化设计

张德良

(大同煤矿集团 同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037101)

·试验研究·

软岩巷道支护参数优化设计

张德良

(大同煤矿集团 同发东周窑煤业有限公司，山西 大同 037101)

以某矿2012回采巷道为工程背景，通过岩石力学参数测试及钻孔窥视了解巷道围岩情况，分析了软岩巷道支护原则，并基于极限平衡理论计算得出巷道支护参数，通过FLAC3D模拟回采期间巷道变形情况，验证了支护参数的可行性，并通过现场试验进一步验证了所优化设计的支护参数能够满足支护要求，该研究对以后软岩巷道支护设计具有重要的指导意义。

软岩巷道；岩石力学参数；支护参数；数值模拟

软岩巷道支护是当今世界地下工程中一项复杂而重要的技术难题。目前，国内外许多专家、学者对软岩工程的控制进行了大量的研究和实践[1-5]，也取得了许多可喜的成果，但就具体的实际应用来看，还不能满足日益增长的软岩工程需要，软岩工程控制等诸多问题还有待于进一步的研究和探讨。本文主要通过工程实践对软岩支护参数的合理性进行研究，采用加强主动支护来控制软岩巷道变形，从而保证巷道整体的安全。本研究将对煤矿软岩巷道支护具有重要的指导意义。

1 工作面简介

1.1 工作面位置

201工作面位于某矿井田范围内2#煤层，为该层的首采工作面，煤层埋深180～250 m，煤层厚度3.6 m. 201工作面共布置了2条回采巷道，分别为2011回风巷，2012轨道巷，工作面布置平面图见图1.

图1 工作面布置平面图

本次以2012回采巷道为研究对象，巷道断面设计为矩形巷道：毛断面13.68 m2，毛宽3.8 m，毛高3.6 m；净断面12.6 m2，净宽3.6 m，净高3.5 m.

1.2 顶、底板岩性及钻孔窥视

根据地质资料可知，2012巷直接顶为砂质泥岩，直接底为泥岩，均具有软岩特性，抗采动影响能力差。另据地质探测发现，巷道底板内裂隙较为发育，围岩完整性差。又由于该煤层中老巷、空巷较多，原岩应力受到破坏，当巷道掘进时，应力状态再次发生改变，使应力向深部转移从而影响深部围岩的稳定[6,7].

经过现场取样及实验室试验得出，2#煤层及其顶底板岩石参数测定结果见表1.

2012巷顶板窥视钻孔测站布置位置及观测结果分别见图2，图3.

根据钻孔顶板窥视结果，巷道顶板上方7.702 m范围内为岩层，1.825～3.057 m段为煤层含夹矸较多。煤层顶板上方浅部范围内，岩层较为松软，局部含有煤层，深部局部出现裂隙，围岩状态较差，不稳定。掘进期间巷道顶板下沉比较严重，顶板下沉显现比较明显，最终变形量达到200 mm以上；两帮变形量较大，向巷道空间内挤出，两帮相对移近量为400～500 mm，掘进初期围岩变形速率达到20 mm/d以上，特别是两帮底部较之顶部有明显的鼓出，呈现出不对称变形状态，且两帮均存在不同程度的片帮。常规支护不能满足正常的生产安全要求，需对该条件下巷道的支护方案进一步优化改进，保证工作面回采期间巷道满足生产需求。

表1 煤(岩)力学参数表

图2 顶板窥视钻孔布置图

图3 2012巷顶板窥视图

2 软岩巷道支护参数优化设计

2.1 软岩巷道支护原则

1) 主动支护原则：主动支护就是在对围岩支护后支护体立即对围岩提供一定阻力的支护，随着围岩变形的增加，支护阻力会随之继续增加或保持恒阻发展。

2) 全断面支护原则：对于软岩巷道，不仅要保证全断面支护的整体性，还要对薄弱的底板部位采取重点加强支护措施，防止巷道从薄弱的底板部位首先变形破坏而导致全断面变形破坏，保证巷道的整体稳定。

3) 可缩性支护原则：软岩巷道支护的主要载荷是围岩的变形压力，在大变形压力作用下普通刚性支护很快就会破坏，而可缩性支护通过可缩让压，释放部分高压，使围岩发挥更大承载能力。

4) 塑性圈原则：硬岩工程支护是力求控制塑性区的产生，最大限度发挥围岩自承力，而软岩工程支护是力求有控制地产生一个合理厚度的塑性圈，最大限度地释放围岩变形能[8,9].

2.2 软岩巷道支护参数设计

巷道支护参数设计主要基于极限平衡理论[10,11]，经计算，顶板支护采用d20 mm、长度2 400 mm的锚杆，间排距为800 mm×800 mm；顶部采用d17.8 mm×6 300 mm锚索，每排2根，间距1 600 mm，排距1 600 mm，预紧力为150 kN；两帮帮部采用d18 mm、长度1 800 mm的锚杆，预紧力30 kN，间排距800 mm×800 mm.

3 数值模拟

为了保证回采期间巷道的稳定性，采用FLAC3D数值模拟[12]对回采期间2012回采巷道围岩的应力及位移情况进行模拟，分别模拟了工作面距测点30 m、5 m时回采巷道的围岩变形及应力分布情况，见图4.

图4 工作面推进巷道围岩变化情况图

随着与工作面距离的减小，巷道顶板垂直位移由72 mm增加至104 mm，而两帮水平位移则由74 mm增加至90 mm. 其中在距离工作面5 m处，左帮移近量为90 mm，右帮移近量为85 mm，顶板下沉量为104 mm，底鼓量为42.7 mm，2012回采巷道围岩整体变形属正常变形范围。巷道顶板垂直应力及两帮水平应力有所增加其中两帮应力由23 kPa增加至62 kPa. 两帮垂直应力从巷道表面逐渐增大至峰值12 MPa，峰值点距巷道表面2.6 m，为原岩应力7.18 MPa的1.67倍，说明开挖导致应力峰值向深部转移，顶板压力在垂直压力作用下向两帮围岩转移。

4 工程实践

采用优化后的支护参数对巷道进行支护，在2012巷设立巷道表面位移监测测站，利用“十字测量法”观测掘进期间巷道围岩变形情况，巷道表面移近量及变形速率见图5.

图5 2012回采巷道围岩变形监测曲线图

由图5可知， 2012回采巷道围岩浅部移动规律如下：

巷道顶底板最终移近量为161 mm，其中，顶板下沉量为105 mm，底板上鼓量为56 mm.巷道顶板在工作面距测站17.8 m内变形剧烈，最大下沉速率为16 mm/d；巷道底板在工作面距测站12.1 m内变形剧烈，最大上鼓速率为45 mm/d. 巷道两帮最终移近量为341 mm，其中，左帮(回采帮)移近量为180 mm，右帮(非回采帮)移近量为161 mm. 两帮在工作面距测站12.1 m内变形剧烈，左帮最大移近速率为77 mm/d，右帮最大移近速率为69 mm/d.通过现场实践，该优化支护参数能够满足支护要求。

5 结 论

针对2012回采巷道围岩软、变形大无法满足生产需求问题，重新设计了巷道支护参数，并通过数值模拟验证支护参数的可行性，最后通过现场观测巷道变形数据，巷道顶底板最终移近量为161 mm，两帮最终移近量为341 mm，说明所设计的支护参数能够保证巷道满足生产需求。

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Optimal Design of Supporting Parameters for Soft Rock Roadway

ZHANG Deliang

Takes No.2012 mining roadway in a coal mine as the object of the study, the principle of supporting under soft rock roadway is determined by the rock mechanics parameter test and drilling. The roadway support parameters are calculated based on the maximum equilibrium theory. FLAC3D simulates technology are adopted on the deformation of the roadway during mining to verify the feasibility of the supporting parameters, Have some Guiding significance.

Soft rock roadway; Rock mechanics parameter; Supporting parameter; Numerical simulation

2017-01-04

张德良(1969—)，男，山西怀仁人，1993年毕业于山西矿业学院，高级工程师，主要从事煤矿安全生产技术工作(E-mail)wangzhe12123@126.com

TD353

B

1672-0652(2017)02-0019-04