软岩巷道顶板联合支护优化设计方案研究

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1 前言
随着多年的开采，埋深较浅的煤层已经逐步得到开采，目前的开采重点逐步向着深部煤层转移，所以煤炭采深逐步上升。

深部煤层占煤炭总量的一半以上，且大多分布在华东、东北及华北等地。

在进行深部煤层开采过程中，由于高应力的存在，使得围岩变形较大，巷道支护难度提升。

软岩巷道由于其围岩自身强度较低，所以其自稳能力较差，所以在进行深部软岩煤层开采时，常常由于高应力及低自稳的特征使得围岩变形较大，顶板出现大幅度下沉、两帮剧烈收敛等[1-2]。

为了解决深部软岩煤层巷道围岩变形较大的问题，本文基于前人的研究[3-4]，对其支护进行研究，通过数值模拟软件对支护参数进行合理分析，并对现有支护进行一定的研究，为深部软岩巷道支护方案优化设计提供一定的参考，为矿井安全开采做出一定的贡献。

2 矿井概况及支护优化分析
倡源矿位于山西介休市连福镇，井田面积为4.07km 2，设计生产能力为90万吨/年，现采煤层9#、10#、11#，110502工作面主要开采10#煤层，煤层平均厚度3.6 m，结构较为复杂，煤层中含 0～3 层夹矸，根据煤层厚度，目前矿井采用长壁采煤机综采一次采全高采煤法，同时采用全部垮落法管理顶板。

根据对5号煤轨道下山巷道的直接顶进行岩性测定，发现围岩内泥质砂岩和泥岩高岭土比例较大，仅有少量伊利石和蒙脱石，抗压强度38.2 MPa。

属于软岩巷道。

在5号煤轨道下山巷道内部布置测点，用于监测巷道围岩变形情况，监测数据如图1所示。

从图中可以看出，随着监测天数的不断增大，此时巷道围岩的变形量呈现逐步增大的变化，在监测天数为180天时，此时的巷道围岩变形量来到最大值，分别为底臌量445.3 mm，顶底板相对位移量 868.5 mm，两帮移近量达到 725.2 mm。

通过对以上监测数据进行分析，可以看出，目前 5 号煤下山巷道变形破坏十分严重，现有支护无法满足巷道稳定性要求，所以需要对现有支
护进行优化，解决煤矿巷道围岩变形大的问题。

图1 原支护方案下巷道围岩变形曲线
利用 FLAC3D 数值模拟软件进行支护模拟分析，根据巷道实际地质情况，建立深部巷道应力模型，FLAC3D 数值模拟是美国 ITASCA 公司开发的计算软件，其在岩土力学中应用十分广发。

根据巷道各层岩石实际情况，建立摩尔-库伦计算模型，模型 尺寸为 30×30×12 m ，对 X、Y 方向进行固定约束设定，同时对Z方向的下部进行固定约束设定。

巷道断面为宽度 4500 mm，高度 3550 mm 的半圆拱型，在巷道的上方埋深 800m，计算可得自重应力 18 MPa，测压系数1.05，重力加速度设为 9.8 m/s2，锚杆、锚索采用cable 结构单元。

设定锚杆直径为20mm，预紧力为500kN，的锚固长度 3 m，锚索长度直径20mm，预紧力200kN，长度为 6.3 m。

完成数值模拟模型的建立，根据原有支护方案，结合相似经验，设定如下支护方案，原支护方案为锚杆支护，选定锚杆直径为20mm，长度为3000 mm，顶板、两帮锚杆间排距均为 800×800 mm，锚杆的预紧力为 200 kN。

优化后支护方案为锚杆、锚索联合支护。

锚杆直径 20mm，长度为3000mm，两帮及顶板间排距 800×800 mm，预紧力 500 kN；同时锚索直径为20mm，长度为6.3 m，顶板、两帮锚索间排距均为
软岩巷道顶板联合支护优化设计方案研究
康锡明
山西介休义棠倡源煤业有限公司 山西 介休 032000
摘要：为了解决深部软岩巷道围岩变形大的问题，本文先对原支护方案下巷道围岩变形进行分析 ，发现原支护下顶底板相对位移量 868.5 mm，两帮移近量达到 725.2 mm，根据变形情况给出锚杆+锚索优化支护方案。

对优化支护方案进行分析，发现优化后顶底板移近量达到了131.36 mm，较原支护方案下降了83.49%，两帮移近量为 85.25 mm，两帮移近量下降了 86.79%。

对优化方案进行应用分析，得出随着监测天数的增大，此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势，巷道底臌量最大值为 226.3，巷道的两帮移近量为 364.1 mm，顶底板移近量为 443.3 mm，较原支护方案变形量得到一定控制，为巷道稳定性做出贡献。

关键词：数值模拟 软岩巷道 移近量 支护优化
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1600×1600 mm，锚索的预紧力为 200 kN。

原支护
及优化支护断面图如2所示。

a 原支护方案断面图
b 支护优化方案断面图图2 原支护方案及优化支护方案断面图
对两种支护方案下的巷道垂直位移及水平位
移分布情况进行模拟分析，模拟结果如图3所示。

a 原支护方案下
b 优化支护方案
垂直位移云图 下垂直位移云
c 原支护方案下
d 优化支护方案下 水平位移云图 水平位移云图图3 原支护及优化支护下垂直水平位移云图
如图3所示可以看出，对比巷道垂直方向的位移云图，可知在选用原支护方案时，此时的巷道顶板底板的位移量最大值分别为 674.54mm、121.50mm，顶底板移近量为796.04mm。

而当经过支护优化后，此时的巷道顶部及底板的变形量分别为119.85mm、11.51mm，顶底板移近量达到了131.36mm，对比分析可知，在经过方案优化后，此时的巷道顶底板移近量下降了 83.49%，底板底鼓量减少了90.53%，顶板位移量减少了 82.23%。

对比巷道水平位移云图，可以看出，在原支护方案下，此时的巷道左帮及右帮的位移量分别为 322.78mm、 322.52mm，两帮的移近量为 645.30mm，经过支护优化后，此时的巷道左帮右帮位移量分别为42.60mm、 42.65mm，两帮移近量为 85.25mm，两帮的变形量分别为左帮下降了 86.80%，右帮下降了 86.78%，总体两帮移近量下降了86.79%。

所以可以得出，经过支护优化后，此时的巷道围岩变形量得到了较为有效的控制，支护优化方案可行。

3 应用分析
为验证支护方案效果，观察巷道围岩岩体稳定性，因此选定一段试验段进行围岩变形分析，在优化支护方案下，通过观测站对围岩表面位移量进行监测并记录，观测时间为 180 天，数据记录时间间隔5天，汇总优化支护方案后的巷道围岩
表面位移曲线如图4所示。

图4 支护优化方案下巷道围岩变形曲线
由图4可知，随着监测天数的增大，此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势，在监测天数90天以前时，此时的巷道围岩变形量快速增大，而在监测天数大于90天时，此时的巷道围岩变形量几乎不发生变化，巷道变形趋于稳定，此时的巷道底臌量最大值为 226.3，巷道的两帮移近量为 364.1mm，顶底板移近量为 443.3mm。

整体可以看到，经过支护优化后，此时的围岩稳定性得到一定的提升，但整体控制效果未达到模拟结果预期，但仍比原支护方案有了较大幅度的提升，保证了井下安全和生产效率。

4 结论
1）经过对原支护方案下巷道位移变形进行监测，发现原支护下顶底板相对位移量 868.5mm，两帮移近量达到 725.2mm，根据变形情况给出相应支护优化方案。

2）对支护优化方案进行模拟分析，发现顶底板移近量达到了131.36mm，较原支护方案下降了83.49%，两帮移近量为85.25mm，两帮移近量下降了86.79%。

3）随着监测天数的增大，此时的巷道围岩变形量呈现先增大后平稳的趋势，巷道底臌量最大值为226.3，巷道的两帮移近量为364.1mm，顶底板移近量为443.3mm，支护优化方案可行。

参考文献
[1]李鹏，索永录，郭萌，等.深部留底煤回采巷道变形破坏及支护策略研究[J/OL].矿业安全与环保:1-6[2022-09-14].
[2]姜光，赵毅，田春阳，等.软岩顶板长时间闲置工作面安全开采技术研究[J].煤炭技术，2022，41（8）:35-39.
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