林南倉礦軟巖巷道支護技術研究

鄭森

林南倉礦軟巖巷道支護技術研究

鄭森

隨著林南倉礦開采深度的增大，巷道所處應力水平不斷增大，巷道礦壓顯現劇烈，圍巖變形嚴重，尤其是高應力條件下的泥質軟巖巷道支護變得越來越困難。通過對林南倉礦高應力下深部軟巖巷道破壞機理，巷道圍巖礦物成分和主要圍巖物理力學性質的分析，提出了采用拱頂錨桿前期臨時后期永久支護、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補強錨索和注漿錨桿耦合協調支護，對巷道變形進行有效控制。通過FLAC 3D數值模擬，確定了林南倉礦深部高應力軟巖巷道圍巖的變形破壞特征，并驗證支護設計的可行性和優化支護參數。通過巷道變形監測，表明新型支護體系有效地控制了深部軟巖巷道圍巖的大變形和底臌，維持了巷道的長期穩定，取得了良好的技術經濟效果。

煤礦開采；巷道支護；高應力軟巖巷道；礦壓顯現；壁后充填；FLAC 3D數值模擬

0 引言

隨著對能源需求量的增加，煤礦開采深度也在增加，尤其是中東部礦井淺部資源逐漸枯竭，每年向深部發展的速度達到25 m以上。由此看來，很多煤礦已進入到千米以下的深部開采[1]。隨著開采的深入，勢必帶來采區溫度的提升、地應力的增加和地下水滲透壓的增大，很多煤礦出現了不同程度的軟巖災害，尤其是深部軟巖巷道破壞嚴重，深部軟巖問題一直是困擾煤礦生產和建設的重大難題之一[2]。

林南倉礦隸屬于河北開灤集團，位于河北省玉田縣林南倉鎮附近，礦井設計生產能力為120萬t/a。林南倉礦-650軌道石門與回風石門方位N129°56′18″，中間和東部分別有二至三水平回風斜井以及軌道斜井，中間還有-650車場繞道，北部有一暗立井、標高-650 m，南部沒有工程巷道。巷道相對于地表的標高是+1.68 m～+5.4 m，其中-650 m軌道石門總長2 591m，-650 m回風石門總長2 511 m，巷道間距中對中30 m，煤柱25 m，巷道埋深約700 m，采用立井多水平、階段石門集中上山開拓方式。

林南倉礦地質條件復雜，高應力礦壓顯現嚴重，巷道圍巖不穩定。尤其是煤12、煤9等大部分頂板為極不穩定、吸水易變軟膨脹的粉砂巖，圍巖節理發育，承載能力較低，對巷道的后期穩定造成了極大影響。在長期生產實踐過程中，軟巖巷道變形大，冒頂和底臌現象嚴重，嚴重影響了礦井正常生產。為此，林南倉在巷道支護形式上進行了長期的探索和實踐，采取過可縮性金屬支架支護、砌碹支護、錨網支護以及錨網加U型鋼聯合支護等多種支護形式，但是對于特殊位置和巖層破壞嚴重情況下的巷道支護效果仍然不理想。

1 巷道圍巖礦物成分與物理力學特性分析

1.1 巖樣分析

利用D/MAX-rA型X射線衍射儀對巖樣進行礦物分析和黏土礦物定量分析，結果見表1。

表1 黏土礦物X射線衍射分析報告

由表1可知，巷道圍巖含有蒙脫石、高嶺石等膨脹黏土礦物，其遇水易泥化、水解、軟化，并能產生較大的膨脹變形，加快了巷道圍巖的變形破壞[3]；巷道圍巖在地下水的浸泡下，圍巖強度和剛度不斷降低[4]，出現了圍巖的流變特性，導致了巷道圍巖失穩破壞。

1.2 圍巖礦物成分與物理力學特性分析

林南倉礦主要研究的圍巖物理力學特性見表2。外，巷道水化膨脹段的棚檔間采用長度5 300 mm、直徑15.24 mm的錨索進行墻體補強支護，配合400 mm×400 mm、厚度14 mm的大托盤強力維護巷道表面（見圖2）。

表2 圍巖物理力學特性

由表2可知，圍巖自身強度較低、自穩能力較差，在其上覆巖層自重應力和構造應力的影響下，造成巷道圍巖變形大、變形時間長，流變顯著。

林南倉礦的頂底板多為粉砂巖和泥巖，且節理發育。這種軟巖遇水極易膨脹，成流變狀態，對底板破壞嚴重，反映在巷道上是底臌較為強烈。巷道圍巖處在受多個大小不一斷層與巷道相交復雜的構造應力作用下，造成巷道支護破壞。

2 FLAC 3D數值模擬

2.1 模型建立

本構模型選擇遍布節理UJ模型，根據不同圍巖條件和層理條件可選擇不同物理參數進行模擬。本次模擬的研究僅針對困難和極其困難條件下的常規錨噴、壁后充填和錨噴混凝土澆筑支護進行對比分析，按不同支護結構與參數建立的2個模型如下。

模型1：采用普通錨網噴支護結構，其中錨桿為φ20×2 000，間排距800 mm×600 mm，噴層厚200 mm；模型單元數2 578，節點數7 792（見圖1）。

模型2：在原錨網噴支護基礎上，頂幫及底角采用注漿錨桿進行加固，其中普通錨桿規格與參數同模型1，頂幫及底角的注漿錨桿為φ22×1 800，間排距為1 500 mm×1 500 mm，漿液擴散半徑取1.5 m。另

圖1 數值計算模型1

圖2 數值計算模型2

2.2 數值模擬計算結果分析

由FLAC數值模擬巷道變形結果可以看出，以模型1的變形量為基數，模型2相對于模型1的頂底板移近量減小了60%，兩幫移近量減小了61%。由此可見，注漿加固能夠有效地控制巷道變形。

從水平應力等值線可以看出，模型1的水平應力在拱頂部巷道表面處高度集中，而模型2水平應力集中則向高處轉移（見圖3、圖4）。

圖3 模型1水平應力等值線

圖4 模型2水平應力等值線

從垂直應力等值線可以看出，模型1的垂直應力在兩幫巷道表面處高度集中，而模型2則向兩幫深處轉移。由此可見，壁后充填支護條件下，應力集中在巷道表面的表現程度明顯降低，高地應力逐漸向深部轉移，因此巖體自身的承載能力得到有力發揮，從而更有利于維護巷道的穩定性（見圖5、圖6）。

圖5 模型1垂直應力等值線

圖6 模型2垂直應力等值線

另外，模型2的底角處雖然應力集中區域與模型1相差不大，但應力值有所下降，說明壁后充填的方法使底角處的應力集中現象得到一定程度上的緩解。

在圍巖破壞區域形態的角度上可以看出，錨桿護頂、幫部補打錨索及鎖腿錨桿的壁后充填后，在較高的構造應力下破壞深度明顯變小，不僅阻止了圍巖松動破碎，也防止了其向深部發展，從長期上看更有利于巷道的穩定(見圖7、圖8)。

圖7 模型1網格變形

圖8 模型2破壞區域

綜上分析，幫部強化的壁后充填支護能有效改善巷道圍巖的應力分布，減少巷道位移量，提高支護承載能力，底臌量也得到了一定程度的控制，保證支護結構整體長期穩定，因此是較佳的主動加固支護形式，較好解決了高應力軟巖巷道的支護問題。

3 林南倉-650m南石門支護設計

通過對林南倉礦高應力下深部軟巖巷道破壞機理、巷道圍巖礦物成分和主要圍巖物理力學性質的分析做以下設計，壁后充填巷道支護設計為半圓拱形斷面，采用拱頂錨桿前期臨時后期永久支護、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補強錨索和注漿錨桿耦合協調支護設計（見圖9）。

林南倉礦-650南石門軟巖巷道的具體支護設計的基本支護參數為：

（1）巷道支護棚距600 mm，巷道凈斷面13.36m2，巷道形狀為半圓拱形，棚腿高為900mm；

（2）支護采用29U型鋼金屬拱形支架，分3節用卡纜進行連接；

（3）巷道進行壁后噴漿充填，充填厚度200 mm；

（4）錨桿支護拱頂采用φ20×2 000的HR335右旋螺紋鋼錨桿，錨桿布置間排距為800 mm×600 mm的臨時護頂和永久支護，棚腿采用同規格錨桿，施工為一腿一卡兩錨桿進行鎖腿；

（5）巷道水化膨脹段的棚檔間采用長度5 300 mm、直徑15.24 mm的錨索進行墻體補強支護，配合400mm×400 mm、厚度14mm的大托盤強力維護巷道表面；

（6）底板采用注漿錨桿加固，錨桿規格為φ22× 1 800，間排距1 500mm×1 500 mm，注漿用P.O42.5水泥，水灰比0.7∶1，注漿壓力為1.5 MPa～2.5 MPa，底角注漿壓力不大于3MPa。

4 支護效果

林南倉礦-650 m軌道石門和-650 m回風石門采用混凝土澆筑修復和壁后充填技術，由北向南順利穿越煤12至煤4間的高應力泥質軟弱巖層，巷道維護狀況良好，表面收斂趨于穩定，其頂底板和兩幫的移近量數據見圖10。

圖10 -650斜井下口交岔點巷道位移量

從圖10的監測數據可以看出，兩幫累計移近量為46mm，頂底板累計移近量為29mm，說明新支護系統提高了支護結構的整體性和圍巖的整體強度及承載能力，有效控制了深部高應力膨脹性軟巖巷道的大變形破壞，保證巷道的長期穩定和煤礦的正常生產。

5 結語

通過深部高應力膨脹性軟巖巷道變形破壞機理研究分析，認為礦物成分、圍巖強度、高應力、地下水等是影響其變形破壞的主要因素。數值模擬及現場監測結果表明，采用拱頂錨桿前期臨時后期永久支護、金屬拱形支架、壁后混凝土充填、墻體補強錨索和注漿錨桿耦合協調支護的方式，提高了巷道圍巖和支護結構的整體強度和承載能力，有效地控制了深部軟巖巷道圍巖的大變形和底臌。這種支護技術是解決林南倉礦深部高應力膨脹性軟巖巷道支護問題的一種有效支護形式。

[1]何滿潮，謝和平，彭蘇萍，等．深部開采巖體力學研究[J]．巖石力學與工程學報．2005，24（16）：2 803-2 813.

[2]何滿潮．中國煤礦軟巖巷道支護理論與實踐[M]．北京：中國礦業大學出版社，2006.

[3]孫小明，武雄，何滿潮，等.強膨脹性軟巖的判別與分級標準[J].巖石力學與工程學報，2005，24（1）：128-132.

[4]何滿潮，周莉，李德建，等.深井泥巖吸水特性試驗研究[J].巖石力學與工程學報，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

鄭森，男，1988年4月出生，2011年畢業于中國礦業大學（北京）（采礦工程專業），現在大同煤礦集團公司礦井建設管理處工作，助理工程師。