深井软岩巷道底臌的数值模拟

张晓宇， 蒋元男， 李 者

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高校采矿工程重点实验室， 哈尔滨 150022； 2.黑龙江科技大学 矿业工程学院， 哈尔滨 150022； 3.煤炭科学研究总院 沈阳研究院， 辽宁 抚顺 113122)

深井软岩巷道底臌的数值模拟

张晓宇1，2， 蒋元男2， 李 者3

(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高校采矿工程重点实验室， 哈尔滨 150022； 2.黑龙江科技大学 矿业工程学院， 哈尔滨 150022； 3.煤炭科学研究总院 沈阳研究院， 辽宁 抚顺 113122)

针对龙煤公司某矿-800水平2442工作面材料巷底臌严重的问题，根据巷道实际工程地质条件，在原支护方式的前提下提出巷道底板锚注的方法，并采用FLAC3D数值模拟软件分析深井软岩巷道底臌变形情况。结果表明，采用新的支护方式，巷道顶板下沉量、底臌量及两帮收缩量明显减小，顶底板及两帮的塑性区范围缩小。巷道底臌变形监测结果验证了改进支护方案的合理性。此方案可以很好地控制深井软岩巷道底臌变形，为深井软岩巷道支护提供了借鉴。

软岩巷道； 底臌； 数值模拟

一直以来，巷道底臌都是煤矿地下开采中难以解决的问题之一，强烈的巷道底臌带来大量维修工作，既增加了巷道维护费用，又严重影响矿井的正常运转。在深井软岩巷道中，由于软岩具有的独特的性质，底臌现象更为突出，给巷道的正常掘进和安全生产带来了严重影响[1-6]。国内外学者针对深井软岩巷道围岩支护技术，开展了大量研究工作，取得了一些进展，但由于深井软岩巷道围岩性质与地质环境复杂，导致巷道围岩控制支护技术具有不可复制性，必须根据工程实际地质条件，制定经济可行的围岩控制方案。龙煤公司某矿-800水平2442工作面巷道为深井软岩巷道，笔者针对该巷道底臌严重的情况，利用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型，模拟分析巷道支护方式改进前后的围岩变形情况，并验证新支护方式的合理性，拟为深部软岩巷道支护方式的改进提供借鉴。

1 工程概况

龙煤公司某矿-800水平2442工作面材料巷布置在2煤中，巷道埋深800 m，断面为梯形。直接顶为砂页岩，厚度为2.6 m；底板为砂岩，厚度为3.1 m。巷道原支护形式为恒阻大变形锚杆(索)网+混凝土联合支护。顶板锚杆型号为φ20 mm×2 400 mm，两帮为φ20 mm×2 000 mm，间排距为700 mm×700 mm，喷射混凝土厚度为50 mm。锚索型号为φ15.24 mm×7 300 mm，采用“五花形”布置。由于该工程埋深大、地压高、地质力学环境复杂，巷道掘进350 m时，出现了顶板下沉严重、底臌和帮收缩量大等大变形现象，底臌尤为严重，巷道底臌量平均达650 mm，破坏范围占巷道3/4以上。底臌以弧线形为主，不对称性明显，靠近右帮底臌量稍大，靠左帮一侧局部地段暴露砂页岩底板时出现弯曲断裂，裂缝长约1.2 m。

2 数值模型

根据巷道的实测工程地质剖面[7-8]，应用FLAC3D数值模拟软件分析该巷道在扩修后的围岩变形特征，建立模型的长×宽×高为20 m×30 m×30 m，共划分19 520个单元，21 714个节点。该模型侧面限制水平移动，底部固定，上表面为应力边界，最大限度地与现场实际相吻合，施加的荷载为20.2 MPa，模拟上覆岩体的自重边界。材料破坏符合Mohr-Coulomb强度准则。根据地应力实测结果，取x方向荷载大小为24.2 MPa，y方向的荷载大小为22 MPa。工程岩体物理力学参数见表1，根据巷道原有支护形式，得到支护工况下的地质工程力学模型,如图1所示。

表1 岩石物理力学参数

图1 支护工程地质力学模型

Fig.1Geologicalmechanicsmodelofsupportengineering

3 巷道底臌变形

3.1原支护巷道

3.1.1 垂向位移与水平位移

对原支护形式的巷道进行数值模拟，分析巷道水平位移场和垂向位移场，结果如图2、3所示。

由图2可以看出，随着计算步数(即时间)的增加，顶板下沉量和底臌量增加，其中尤以底臌最为严重，底板塑性区范围逐步扩大。与此同时，巷道水平方向的变形越来越大，且两帮收敛变形出现明显的不对称现象，左帮明显大于右帮。下沉最大的区域主要集中在巷道顶板左侧，该区域顶板最大垂向位移值达到539 mm；巷道两帮收缩严重，右帮大于左帮，两帮相差达50 mm。

分析图2、3可知，底臌量主要由两部分组成：主要部分为倾斜煤层在水平应力的挤压作用下煤层沿软弱结构面发生滑移破坏而涌入巷道造成的底臌量，来自倾斜煤层的位移矢量值要大于底板的矢量值，表现出左侧底臌量大的特点；其次是直接底板砂页岩为具有较高膨胀性的软岩，因此发生一定程度的底臌变形，两部分最大垂向位移达643 mm。顶板下沉、两帮收缩和底臌变形均表现出明显的不对称性，这与现场实际情况相吻合。

a 500步

b 1 000步

c 2 000步

d 3 000步

从图2、3还可以看出，计算步数较少时，倾斜的煤层位移矢量值较大，说明最先的底臌量主要由底板倾斜煤层破坏引起。这是因为底板倾斜煤层在巷道开挖后失去支撑面，在围岩应力作用下，由于自身存在弱的结构面以及自身强度较低，无法抵抗应力作用，最先发生破坏，产生滑移和应力扩容现象而引起底臌。但随着计算步数的增加，直接底板不断破坏，位移矢量逐渐增大，反映了破坏是由表及里逐渐发展的过程。

a 500步

b 1 000步

c 2 000步

d 3 000步

3.1.2 塑性区分布

图4为原支护巷道塑性区分布。

图4 原支护巷道塑性区分布

Fig.4Distributionofplasticzoneinoriginalsupportroadway

从图4可以看出，巷道两帮的塑性区已经开始向顶底板扩散，围岩塑性区分布范围大，而两帮和底板的塑性区也明显偏大。

3.2新支护巷道

3.2.1 垂向位移与水平位移

根据以上分析，结合工程实际地质条件，采用恒阻大变形锚杆(索)网+底角锚杆支护形式，即在原有支护的情况下，对巷道底板进行锚注，锚注间排距700 mm×700 mm，锚注深度2 m。对新支护的巷道进行数值模拟，分析巷道水平位移场和垂向位移场，结果如图5所示。

a 垂向位移

b 水平位移

Fig.5Verticaldisplacementandhorizontaldisplacementofnewsupportroadway

从图5a可以看出，改进支护形式对巷道的支护效果明显优于原支护。采用底角锚杆支护后，顶板下沉量最大为103 mm，而底臌量最大为300 mm，可见，底角锚杆对于减小底臌量具有明显效果，还可以一定程度上减小底板的下沉量 。

从图5b可以看出，采用底角锚杆后，两帮的收缩量减小，左帮最大收缩量为223 mm，右帮最大收缩量为192 mm，可见，底角锚杆对帮部的收缩量也具有明显的控制效果。

3.2.2 塑性区分布

图6为新支护巷道塑性区分布。

图6 新支护巷道塑性区分布

从图6可以看出，采用新的支护方式，巷道周围塑性区变小，两帮的塑性区范围明显减小，底板顶板塑性区也有一定程度的减小。由此可见,底角锚杆对于减小围岩塑性区具有明显作用。

4 巷道底臌监测

此次选取2442工作面材料巷200 m巷道进行底臌变形观测，每50 m布置一个测站，监测数据如图7所示。监测结果表明，经过50 d左右底臌量约为100 mm，底板逐渐达到稳定状态。变形量在允许范围内，说明改进的支护方案是合理的，且保持了巷道围岩的稳定。

图7 巷道底臌监测值

5 结束语

龙煤公司某矿-800水平2442工作面巷道处于埋深大、地压高的地质软岩区域，巷道底臌变形严重。FLAC3D数值模型分析表明，巷道底臌主要是由岩体挤压造成的，采用原支护形式不能有效控制围岩稳定。根据现场实际工程地质条件，提出在原支护情况下，对巷道底板进行锚注的支护对策。数值分析和现场监测结果证明，改进的支护方案限制了围岩的破坏性变形，验证了方案的合理性,有效地控制了深井软岩巷道底臌问题，达到了良好的支护效果，具有较大的推广应用价值。

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(编校荀海鑫)

Numericalsimulationoffloorheaveofsoftrockroadwayindeepmine

ZhangXiaoyu1,2，JiangYuannan2，LiZhe3

(1.Key Laboratory of Mining Engineering, College of Heilongjiang Province, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China; 2.School of Mining Engineering, Heilongjiang University of Science & Technology, Harbin 150022, China; 3.Shenyang Branch of China Coal Research Institute， Fushun 113112, China)

This paper seeks a solution to the serious floor heave and deformation occurring in-800 level material roadway of 2442 work face in a mine of Long Coal Group Corporation. The study building on roadway engineering geological condition and existing supporting scheme involves developing a method of anchor grouting in roadway floor and analyzing deep soft rock roadway floor heave deformation using numerical FLAC3D. The results show that the novel method could contribute to an obvious reduction in the displacement of floor heave, roof and two-side and range of plastic zone of floor heave, roof and two-side. The field test verifies the validity of the improved supporting scheme-a method capable of a better control of the deformation of the floor heave. The research may provide a reference for soft rock roadway support in deep mines.

soft rock roadway; floor heave; numerical simulation

10.3969/j.issn.2095-7262.2017.06.003

TD353

2095-7262(2017)06-0587-05

A

2017-06-06

黑龙江省教育厅科学技术研究项目(11544043)； 黑龙江省普通高校采矿工程重点实验室开放课题资助项目(2013-KF03)

张晓宇(1977-)，男，黑龙江省齐齐哈尔人，副教授，博士研究生，研究方向：矿井设计、软岩支护，E-mail：149319929@qq.com。