深井軟巖巷道底臌的數(shù)值模擬

張曉宇， 蔣元男， 李 者

(1.黑龍江科技大學 黑龍江省普通高校采礦工程重點實驗室， 哈爾濱 150022； 2.黑龍江科技大學 礦業(yè)工程學院， 哈爾濱 150022； 3.煤炭科學研究總院 沈陽研究院， 遼寧 撫順 113122)

深井軟巖巷道底臌的數(shù)值模擬

張曉宇1，2， 蔣元男2， 李 者3

(1.黑龍江科技大學 黑龍江省普通高校采礦工程重點實驗室， 哈爾濱 150022； 2.黑龍江科技大學 礦業(yè)工程學院， 哈爾濱 150022； 3.煤炭科學研究總院 沈陽研究院， 遼寧 撫順 113122)

針對龍煤公司某礦-800水平2442工作面材料巷底臌嚴重的問題，根據(jù)巷道實際工程地質(zhì)條件，在原支護方式的前提下提出巷道底板錨注的方法，并采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析深井軟巖巷道底臌變形情況。結(jié)果表明，采用新的支護方式，巷道頂板下沉量、底臌量及兩幫收縮量明顯減小，頂?shù)装寮皟蓭偷乃苄詤^(qū)范圍縮小。巷道底臌變形監(jiān)測結(jié)果驗證了改進支護方案的合理性。此方案可以很好地控制深井軟巖巷道底臌變形，為深井軟巖巷道支護提供了借鑒。

軟巖巷道； 底臌； 數(shù)值模擬

一直以來，巷道底臌都是煤礦地下開采中難以解決的問題之一，強烈的巷道底臌帶來大量維修工作，既增加了巷道維護費用，又嚴重影響礦井的正常運轉(zhuǎn)。在深井軟巖巷道中，由于軟巖具有的獨特的性質(zhì)，底臌現(xiàn)象更為突出，給巷道的正常掘進和安全生產(chǎn)帶來了嚴重影響[1-6]。國內(nèi)外學者針對深井軟巖巷道圍巖支護技術(shù)，開展了大量研究工作，取得了一些進展，但由于深井軟巖巷道圍巖性質(zhì)與地質(zhì)環(huán)境復雜，導致巷道圍巖控制支護技術(shù)具有不可復制性，必須根據(jù)工程實際地質(zhì)條件，制定經(jīng)濟可行的圍巖控制方案。龍煤公司某礦-800水平2442工作面巷道為深井軟巖巷道，筆者針對該巷道底臌嚴重的情況，利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立數(shù)值模型，模擬分析巷道支護方式改進前后的圍巖變形情況，并驗證新支護方式的合理性，擬為深部軟巖巷道支護方式的改進提供借鑒。

1 工程概況

龍煤公司某礦-800水平2442工作面材料巷布置在2煤中，巷道埋深800 m，斷面為梯形。直接頂為砂頁巖，厚度為2.6 m；底板為砂巖，厚度為3.1 m。巷道原支護形式為恒阻大變形錨桿(索)網(wǎng)+混凝土聯(lián)合支護。頂板錨桿型號為φ20 mm×2 400 mm，兩幫為φ20 mm×2 000 mm，間排距為700 mm×700 mm，噴射混凝土厚度為50 mm。錨索型號為φ15.24 mm×7 300 mm，采用“五花形”布置。由于該工程埋深大、地壓高、地質(zhì)力學環(huán)境復雜，巷道掘進350 m時，出現(xiàn)了頂板下沉嚴重、底臌和幫收縮量大等大變形現(xiàn)象，底臌尤為嚴重，巷道底臌量平均達650 mm，破壞范圍占巷道3/4以上。底臌以弧線形為主，不對稱性明顯，靠近右?guī)偷纂可源螅孔髱鸵粋?cè)局部地段暴露砂頁巖底板時出現(xiàn)彎曲斷裂，裂縫長約1.2 m。

2 數(shù)值模型

根據(jù)巷道的實測工程地質(zhì)剖面[7-8]，應用FLAC3D數(shù)值模擬軟件分析該巷道在擴修后的圍巖變形特征，建立模型的長×寬×高為20 m×30 m×30 m，共劃分19 520個單元，21 714個節(jié)點。該模型側(cè)面限制水平移動，底部固定，上表面為應力邊界，最大限度地與現(xiàn)場實際相吻合，施加的荷載為20.2 MPa，模擬上覆巖體的自重邊界。材料破壞符合Mohr-Coulomb強度準則。根據(jù)地應力實測結(jié)果，取x方向荷載大小為24.2 MPa，y方向的荷載大小為22 MPa。工程巖體物理力學參數(shù)見表1，根據(jù)巷道原有支護形式，得到支護工況下的地質(zhì)工程力學模型,如圖1所示。

表1 巖石物理力學參數(shù)

圖1 支護工程地質(zhì)力學模型

Fig.1Geologicalmechanicsmodelofsupportengineering

3 巷道底臌變形

3.1原支護巷道

3.1.1 垂向位移與水平位移

對原支護形式的巷道進行數(shù)值模擬，分析巷道水平位移場和垂向位移場，結(jié)果如圖2、3所示。

由圖2可以看出，隨著計算步數(shù)(即時間)的增加，頂板下沉量和底臌量增加，其中尤以底臌最為嚴重，底板塑性區(qū)范圍逐步擴大。與此同時，巷道水平方向的變形越來越大，且兩幫收斂變形出現(xiàn)明顯的不對稱現(xiàn)象，左幫明顯大于右?guī)?。下沉最大的區(qū)域主要集中在巷道頂板左側(cè)，該區(qū)域頂板最大垂向位移值達到539 mm；巷道兩幫收縮嚴重，右?guī)痛笥谧髱?，兩幫相差達50 mm。

分析圖2、3可知，底臌量主要由兩部分組成：主要部分為傾斜煤層在水平應力的擠壓作用下煤層沿軟弱結(jié)構(gòu)面發(fā)生滑移破壞而涌入巷道造成的底臌量，來自傾斜煤層的位移矢量值要大于底板的矢量值，表現(xiàn)出左側(cè)底臌量大的特點；其次是直接底板砂頁巖為具有較高膨脹性的軟巖，因此發(fā)生一定程度的底臌變形，兩部分最大垂向位移達643 mm。頂板下沉、兩幫收縮和底臌變形均表現(xiàn)出明顯的不對稱性，這與現(xiàn)場實際情況相吻合。

a 500步

b 1 000步

c 2 000步

d 3 000步

從圖2、3還可以看出，計算步數(shù)較少時，傾斜的煤層位移矢量值較大，說明最先的底臌量主要由底板傾斜煤層破壞引起。這是因為底板傾斜煤層在巷道開挖后失去支撐面，在圍巖應力作用下，由于自身存在弱的結(jié)構(gòu)面以及自身強度較低，無法抵抗應力作用，最先發(fā)生破壞，產(chǎn)生滑移和應力擴容現(xiàn)象而引起底臌。但隨著計算步數(shù)的增加，直接底板不斷破壞，位移矢量逐漸增大，反映了破壞是由表及里逐漸發(fā)展的過程。

a 500步

b 1 000步

c 2 000步

d 3 000步

3.1.2 塑性區(qū)分布

圖4為原支護巷道塑性區(qū)分布。

圖4 原支護巷道塑性區(qū)分布

Fig.4Distributionofplasticzoneinoriginalsupportroadway

從圖4可以看出，巷道兩幫的塑性區(qū)已經(jīng)開始向頂?shù)装鍞U散，圍巖塑性區(qū)分布范圍大，而兩幫和底板的塑性區(qū)也明顯偏大。

3.2新支護巷道

3.2.1 垂向位移與水平位移

根據(jù)以上分析，結(jié)合工程實際地質(zhì)條件，采用恒阻大變形錨桿(索)網(wǎng)+底角錨桿支護形式，即在原有支護的情況下，對巷道底板進行錨注，錨注間排距700 mm×700 mm，錨注深度2 m。對新支護的巷道進行數(shù)值模擬，分析巷道水平位移場和垂向位移場，結(jié)果如圖5所示。

a 垂向位移

b 水平位移

Fig.5Verticaldisplacementandhorizontaldisplacementofnewsupportroadway

從圖5a可以看出，改進支護形式對巷道的支護效果明顯優(yōu)于原支護。采用底角錨桿支護后，頂板下沉量最大為103 mm，而底臌量最大為300 mm，可見，底角錨桿對于減小底臌量具有明顯效果，還可以一定程度上減小底板的下沉量 。

從圖5b可以看出，采用底角錨桿后，兩幫的收縮量減小，左幫最大收縮量為223 mm，右?guī)妥畲笫湛s量為192 mm，可見，底角錨桿對幫部的收縮量也具有明顯的控制效果。

3.2.2 塑性區(qū)分布

圖6為新支護巷道塑性區(qū)分布。

圖6 新支護巷道塑性區(qū)分布

從圖6可以看出，采用新的支護方式，巷道周圍塑性區(qū)變小，兩幫的塑性區(qū)范圍明顯減小，底板頂板塑性區(qū)也有一定程度的減小。由此可見,底角錨桿對于減小圍巖塑性區(qū)具有明顯作用。

4 巷道底臌監(jiān)測

此次選取2442工作面材料巷200 m巷道進行底臌變形觀測，每50 m布置一個測站，監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖7所示。監(jiān)測結(jié)果表明，經(jīng)過50 d左右底臌量約為100 mm，底板逐漸達到穩(wěn)定狀態(tài)。變形量在允許范圍內(nèi)，說明改進的支護方案是合理的，且保持了巷道圍巖的穩(wěn)定。

圖7 巷道底臌監(jiān)測值

5 結(jié)束語

龍煤公司某礦-800水平2442工作面巷道處于埋深大、地壓高的地質(zhì)軟巖區(qū)域，巷道底臌變形嚴重。FLAC3D數(shù)值模型分析表明，巷道底臌主要是由巖體擠壓造成的，采用原支護形式不能有效控制圍巖穩(wěn)定。根據(jù)現(xiàn)場實際工程地質(zhì)條件，提出在原支護情況下，對巷道底板進行錨注的支護對策。數(shù)值分析和現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果證明，改進的支護方案限制了圍巖的破壞性變形，驗證了方案的合理性,有效地控制了深井軟巖巷道底臌問題，達到了良好的支護效果，具有較大的推廣應用價值。

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(編校荀海鑫)

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

黑龍江省教育廳科學技術(shù)研究項目(11544043)； 黑龍江省普通高校采礦工程重點實驗室開放課題資助項目(2013-KF03)

張曉宇(1977-)，男，黑龍江省齊齊哈爾人，副教授，博士研究生，研究方向：礦井設計、軟巖支護，E-mail：149319929@qq.com。