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孙 珞
(北京工业职业技术学院，北京市石景山区，100042)
摘要 以古城煤矿1309工作面运输平巷为工程背景，采用FLAC3D数值模拟方法，分析了复杂应力条件下软岩煤巷无支护、传统支护方式及高强预紧力锚网索支护下的巷道围岩变形情况，并对巷道高强预紧力锚网索支护系统进行优化。结果表明，无支护条件下，断层上下盘巷道距断层前后40 m范围内受断层影响明显，巷道围岩变形严重；传统支护方式巷道围岩变形较大，无法实现对巷道进行有效的支护；采用高强预紧力桁架锚网索支护方式可以有效控制复杂应力场下软岩煤巷围岩变形。
关键词 软岩 断层 煤巷支护 围岩变形
煤层巷道软岩顶板由多种节理化软岩互层组成，结构松散，局部含有硬岩条带，多含煤线，强度低，难以支护。断层附近易形成复杂应力场，受断层构造应力的影响，断层周围围岩破碎严重，应力集中程度较大，稳定时间短，需多次返修，巷道支护难题突出。软岩巷道开挖后由三向应力转换为二向应力，巷道围岩应力重新分布，在巷道周围产生张拉或剪切应力区，通常采用传统锚杆锚网索支护，在巷道周围形成压应力区相互叠加，用以控制巷道围岩的变形与稳定。对于断层影响下的软岩巷道，只采用锚杆锚网索支护无法在破碎围岩巷道的周围形成平衡拱。若仅增加锚杆锚索预紧力，稳定时间短，巷道维修频繁，通过优化锚网支护承载结构可以有效控制巷道变形。
本文从增加锚网索预紧力及优化整体锚网索支护承载结构两方面考虑，以古城煤矿1309工作面运输平巷掘进面为工程背景，运用高强预紧力锚网索桁架支护方式对复杂应力场软岩煤巷进行支护，采用FLAC3D数值模拟方法对巷道变形进行分析并优化支护系统。
古城煤矿1309工作面北邻井田边界，南邻1310工作面(未开采)，西邻运输上山和轨道上山，东邻矿井未开采区域。1309工作面布置如图1所示，采深490～560 m，地面标高+54.7～+55.8 m，煤层厚度4.1 m，倾角4°～18°，煤层普氏硬度f=2～3，结构简单。煤层顶板为砂质泥岩，厚度4.1～4.5 m，块状结构，岩石普氏硬度f=5～6。1309工作面运输平巷掘进时揭露F2断层，断层倾角54°，落差20 m。断层影响区内的煤层巷道，在断层构造应力的作用下易形成较大的塑性破坏区，巷道稳定性较差。因此，本文采用FLAC3D数值模拟方法对高强预紧力锚网索桁架巷道支护进行模拟分析，并设置巷道无支护、传统锚杆支护作为对比组，研究并对比分析了3种不同支护方式下围岩应力及变形情况。
图1 工作面布置图
以古城煤矿1309工作面为背景，运用FLAC3D数值模拟软件，分别分析了巷道在无支护、传统锚杆支护及锚网索桁架支护技术时的巷道围岩变形。模型尺寸为300 m×96 m×82 m。模型顶端施加均布载荷12.7 MPa，根据现场监测，水平侧压系数取0.5，水平应力为7.4 MPa，利用摩尔库伦准则进行应力计算，数值模拟模型示意图如图2所示。
图2 数值模拟模型示意图
为监测断层影响区下巷道掘进期间围岩应力及变形，在巷道顶板及两帮布置位移监测点。
随着巷道向断层推进，受断层复杂构造应力的影响，巷道周围形成明显的应力集中现象，如图3所示。由图3可知，巷道掘进至距断层20 m时，巷道顶底板及前方应力峰值分别为31.47 MPa、29.68 MPa和32.95 MPa，巷道前方应力集中程度明显大于巷道顶底板，巷道周围应力处于不规则分布状态。
图3 巷道掘进时围岩应力分布云图
为优化巷道支护方案及分析断层对巷道的影响范围，模拟了无支护状态下，断层下盘巷道向断层推进时及过断层后的巷道围岩变形情况如图4和图5所示。
由图4可以看出，断层下盘巷道向断层推进时，巷道顶板岩层与断层破碎带之间形成倒锲形结构。受倒锲形结构运动影响，下盘巷道距断层18 m处出现影响巷道变形最大点，断层下盘巷道顶板，在距断层0～40 m范围内位移变化较为明显。
由图5可以看出，巷道过断层后，断层破碎带处巷道顶板出现明显的冒顶现象。进入断层上盘后，在过断层后0～40 m范围内顶板位移变化明显。
图4 巷道掘进至断层时顶板位移分布
图5 巷道过断层40 m顶板位移分布
无支护条件下巷道围岩变形曲线如图6所示。由图6可以看出，无支护条件下巷道围岩变形较为严重，断层下盘巷道最大变形分别为475 mm、387 mm和336 mm，进入断层影响区后巷道变形速率迅速增加，断层破碎带附近顶板最大移近量为961 mm，左帮和右帮最大移近量分别为841.8 mm和497 mm。巷道通过断层破碎带后，巷道围岩变形速率逐渐减小，巷道围岩变形稳定在230～250 mm范围内。
图6 无支护时巷道围岩变形曲线
传统巷道支护时巷道围岩变形曲线如图7所示。由图7可以看出，采用传统锚杆对巷道进行支护时，巷道顶板及两帮变形量较大，无法达到控制巷道围岩变形的效果。断层下盘巷道向断层推进时顶板、左帮、右帮的最大位移量分别为128 mm、117 mm和112 mm。巷道掘进至断层破碎带时，顶板、左帮、右帮的最大变形位移分别为319 mm、273 mm和160 mm，巷道围岩变形量较大，出现明显的冒顶及片帮现象，左帮变形量大于右帮。巷道穿过断层后，巷道顶板、左帮、右帮的最大变形位移分别为175 mm、126 mm和135 mm，巷道围岩变形逐渐降低，受断层影响，巷道右帮变形量大于左帮。随着工作面的继续推进，巷道围岩变形量逐渐稳定在60～80 mm范围内。
图7 传统巷道支护时巷道围岩变形曲线
受断层构造应力的影响，断层附近存在破碎带及断层涌水现象。巷道顶板泥岩遇水软化，形成低强度软岩，传统的支护方式无法控制巷道围岩变形，采用合理的支护方式及支护参数可有效控制巷道的围岩变形，达到预期支护效果。锚网索桁架支护技术具有极强的抗剪强度，可有效控制顶板剪切破坏；桁架锚网索系统结构有利于煤岩体处于压应力状态，锚固体抗变形能力得到提升。
支护方式为高强预紧力锚网索桁架支护，锚索采用隔排布置，规格为ø17.8 mm×6000 mm；顶部锚索倾斜向上与水平线夹角为75°，帮部锚索倾斜向上与水平线夹角为25°，锚索最小破断力为36 t。顶板锚杆采用ø18 mm左旋无纵筋螺纹钢树脂锚杆，杆长2200 mm，排间距850 mm，顶板布置5只锚杆，其顶部靠帮锚杆与垂直线成15°夹角，其他锚杆均与巷道顶边轮廓线垂直布置。帮部锚杆排间距800 mm，帮部顶端和低端与水平线的夹角分别为25°和-25°，巷道周围挂设10#镀锌铁丝制作的单层金属网。
高强预紧力锚网索桁架支护巷道围岩变形曲线如图8所示。由图8可以看出，采用高强度预紧力桁架锚网索支护技术可有效控制巷道围岩变形。断层下盘巷道向断层推进过程中，巷道顶板、左帮、右帮的最大位移量分别为52 mm、47 mm和36 mm。进入断层破碎带后，巷道围岩出现明显的变形，顶板、左帮、右帮的最大位移量为67 mm、95 mm和64 mm，左帮变形量大于顶板及右帮变形量。巷道过断层破碎带后，巷道围岩变形逐渐减小，顶板、左帮、右帮最大位移量分别为47 mm、46 mm和45 mm。这说明采用高强预紧力锚网索桁架支护技术对断层影响范围内的巷道变形起到了有效的控制作用，特别是针对断层破碎带区域的支护效果极为明显。
图8 高强预紧力锚网索桁架支护巷道围岩变形曲线
为监测高强预紧力桁架锚网索支护技术的效果及其支护参数的合理性，1309运输巷掘进时，采用典型观测断面变形的方法，每隔一段距离布置一个观测断面，观测结果如图9所示，通过分析数据监测可知，断层下盘巷道向断层推进时，顶板、左帮、右帮最大位移量分别为52 mm、47 mm和42 mm。进入破碎带后巷道顶板、左帮、右帮最大位移量分别为79 mm、98 mm和68 mm。过断层进入断层上盘后，巷道顶板、左帮、右帮最大位移量分别为51 mm、46 mm和54 mm，现场观测数据与数值模拟基本吻合。由此可知，采用高强预紧力桁架锚网索支护技术可有效控制断层影响下的软岩顶板煤巷变形。
图9 巷道围岩变形观测变化曲线
(1)无支护条件下，断层上下盘巷道距断层0～40 m范围内巷道围岩变形较为明显。断层破碎带附近的巷道变形速率迅速增加，巷道围岩变形严重。在复杂应力影响下，巷道周围出现明显的集中应力现象，周围应力处于不规则分布状态。
(2)通过对比分析可知，传统支护方式对软岩煤巷支护效果较差，而采用高强预紧力桁架锚网索支护技术可满足对复杂应力场影响下的软岩顶板煤巷围岩变形控制。
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Sun Luo
(Beijing Polytechnic College, Shijingshan, Beijing 100042, China )
Abstract Based on the geological conditions of 1309 work face in Gucheng Mine, the surrounding rock deformation of soft rock roof roadway in complex condition with the different support forms, such as without support, traditional support method and anchor net bolt support method with high strength pretension, were studied by using FLAC3D numerical simulation. Moreover, the anchor net bolt support system with high strength pretension applied in coal roadway was optimized. The results showed that the surrounding rock deformation of soft rock roof roadway without support was serious and the obviously fault-affected range was 40 m. When using traditional support method, the effective support cannot be achieved because of the large deformation. It can be seen that the anchor net bolt support system with high strength pretension can effectively control the surrounding rock deformation of soft rock roof roadway in complex conditions.
Key words soft rock, fault, coal roadway support, surrounding rock deformation
中图分类号 TD353
文献标识码 A
基金项目：北京工业职业技术学院科研资助项目(bgzyky201623)
引用格式：孙珞. 复杂应力条件下软岩煤巷支护技术对比研究[J]. 中国煤炭，2018，44(5)：52-55.
Sun Luo. Study on support technology of coal roadway with soft rock roof under complex stress conditions[J]. China Coal，2018,44(5)：52-55.
作者简介：孙珞(1980-)，女，河北邯郸人，硕士，讲师，注册安全工程师，主要研究方向为：采矿工程、安全工程。