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摘要：针对某矿深部高应力软岩巷道两帮移近量大，变形破坏严重，部分地段底臌严重的现象，通过大量的现场地质调查和软岩力学性质试验，分析研究了深部高应力软岩巷道变形失稳机理；通过理论分析和相似材料、数值模拟确定了该矿软岩巷道围岩控制方法及高应力软岩巷道最佳支护方式、支护参数和最佳支护时机。为相邻矿井及相似地质条件下巷道围岩控制提供参考依据。
1 概述
鹤煤九矿31采区开采深度达到700m，区域水平主应力较大，属于深井开采；-530辅助水平位于31采区下部，-530辅助水平岩巷开挖处于高地应力区，巷道围岩处于软岩状态，施工条件复杂化，巷道自开掘之后一直处于流变状态，巷道两帮移近量大，变形破坏严重，有部分底臌严重，严重影响安全生产。对该矿-530辅助水平岩巷围岩失稳机理及支护技术研究是矿井采掘接替顺利衔接的保障，是矿井实现安全开采技术体系的重大课题，也为相似地质条件下软岩巷道设计与支护提供理论支撑，对该矿及整个煤业公司安全高效生产有一定指导意义。因此，针对该矿实际地质条件和目前存在的问题，研究确定该矿软岩巷道围岩控制方法及高应力软岩巷道支护技术及合理工艺参数，具有重要的理论价值和应用价值[1-2]。
2 巷道失稳机理及加固思路分析
2.1 巷道破坏特征及失稳机理分析 -420回风暗斜井，拱肩及直墙喷层部分出现裂缝、喷层脱落现象。裂缝角度呈现不规则形态，分析其原因为剪切及拉伸破坏，力源为水平力。东总回风巷开口处出现与-420风暗斜井类似的现象，但底臌现象非常严重，底板中部出现纵向的张拉裂缝，宽处能容下胶鞋，两帮无明显差异。底板新铺设轨道翘起，无法使用。分析巷道围岩失稳机理为：以水平应力为主和采动支承压力共同作用下引起巷道顶底板变形，形成巷道底臌、顶板冒落。
2.2 失稳巷道加固技术分析 根据巷道围岩破坏特征及失稳机理分析，巷道加固时，必须保证支护结构要有足够的承载能力，保证静动压下的稳定，不再进行修复加固。采取有效的主动支护措施，充分发挥围岩的自承能力，大大提高支护结构的承载力和适应性，提高围岩的整体性和自承载能力。根据该矿东总回风巷围岩变形机理和当前巷道支护发展现状，提出东总回风巷支护的原则是：高抗边让、预留断面；多次注浆，固结、强化围岩；锚杆+锚索+锚注协调支护[3]。
3 巷道支护参数数值模拟分析
3.1 数值计算模型的建立[4-6] 根据支护方式及工作面与东总回风巷的关系，提出如下的数值模拟方案：方案Ⅰ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷+U29型钢支护。方案Ⅱ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网+锚索喷+全断面锚注。方案Ⅲ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷。
网格模型见图1。锚杆（索）、注浆锚杆见图2。
3.2 数值模拟结果分析 根据上述三个数值模拟方案，分别从应力、围岩深部和表面位移两个方面进行分析。在巷道顶板、底板、两帮岩体内设置监控测线，每条测线上设置200个点，如图3所示：
应力分析：超前（侧向）支承压力作用下的各支护方式的主应力曲线如图4 所示。从图中可以看出拱顶1-1’测线最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时20.80MPa，距巷道表面4.08m；锚网索喷时，20.45MPa，距巷道表面4.95m；锚网索喷注支护时，26.03MPa，距巷道表面3.47m。
说明随着支护能力的提高，最大主应力峰值向巷道表面移动。底板测线1-1’最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.00MPa，距巷道表面5.0m；锚网索喷时，29.93MPa，距巷道表面5.15m；锚网索喷注支护时，19.83MPa，距巷道表面1.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了4m多，有效控制了底板变形。测线3-3’左帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.33MPa，距巷道表面3.36m；锚网索喷时，28.50MPa，距巷道表面3.57m；锚网索喷注支护时，35.609MPa，距巷道表面2.21m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了1.15m，有效地控制了两帮变形。由于受采动影响，巷道两侧变形表现出不均匀性，其中右帮的塑性区和采空区下方的塑性区贯通，使右帮应力的峰值内移，且数值也比左帮小。测线3-3’右帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时19.35MPa，距巷道表面5.20m；锚网索喷时，18.40Mpa，距巷道表面5.35m；锚网索喷注支护时，19.15Mpa，距巷道表面4.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了1.24m，有效控制了两帮变形。
位移分析：从测线上的水平位移和铅直位移可以看出，在超前支承压力作用下，巷道整体向煤层和采空区方向移动。若巷道所受水平应力相同，则1-1’测线上的水平位移几乎为零，而顶板岩层整体向右移动200mm左右，底板移动整体向右移动130mm左右；若在均压状态下，3-3’测线上的铅直位移应几乎为零，而左帮向上整体移动10mm左右，右帮整体移动80mm左右。（见图5）
通过分析可知：采用锚网+锚索+锚注支护，可以对顶帮围岩进行有效控制。对两帮和顶板来说，应力峰值向巷道壁转移，巷道围岩受力情况得到了改善。巷道周边塑性区尤其是底板有一定程度的幅度减小。来自采空区方向的塑性区范围很大，而煤柱侧的塑性范围相对较小。底板采用注浆锚杆后，塑性范围得到一定程度的减小。
4 工业试验效果
锚杆锚索锚注强力协调支护方式在东总回风巷使用后，围岩的变形量降低幅度明显，顶板离层得到了有效的控制[7]。变形速度降到0.1mm/d以下，变形量降低35%左右。围岩的完整性相比大大提高，顶板、两帮完整、稳定。两帮鼓出、顶板破碎等原支护破坏的现象比较少见。锚杆锚索锚注能够同时发挥作用，大大减少掘巷期间冒顶、片帮的可能性，提高了掘进速度。
5 结论
①锚杆锚索锚注强力协调支护技术取得了良好的支护效果，可以成功地解决九矿深井开拓巷道的支护难题，使矿井的支护状况和安全程度发生了本质的变化。②锚杆锚索锚注强力协调支护技术支护成本比普通的锚固技术有所提高，但基本解决了深部开拓巷道多次翻修的问题，使巷道掘进和维修综合成本显著降低，取得了显著的经济效益。③锚杆锚索锚注强力协调支护实现了高强度、高刚度的协调支护设计理念，克服了以往支护系统不能相互协调的弊端。降低了巷道的翻修率，提高了巷道的掘进速度。
参考文献：
[1]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社，2003年.
[2]刘少伟，马念杰等.锚杆支护煤巷冒顶危险区预测及工程应用[M].煤炭工业出版社，2008年.
[3]李学华，杨宏敏，刘汉喜，等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究[J].采矿与安全工程报，2006，23（2）：159-164.
[4]王永秀，毛德兵，齐庆新.数值模拟中煤岩层物理力学参数确定的研究[J].煤炭学报，2003，28（6）：593-597.
[5]谢文兵，陈晓祥，郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州：中国矿业大学出版社，2005.
[6]刘波，韩彦辉.FLAC原理实例与应用指南[M].北京：人民交通出版社，2006.
[7]康红普.煤巷锚杆支护设计方法及应用[J].矿山压力与顶板管理，2003，10.
作者简介：
谢博强（1975-），男，河南商丘人，助理工程师，现任河南煤业化工集团鹤煤九矿生产科科长，从事煤矿采掘管理工作。
1 概述
鹤煤九矿31采区开采深度达到700m，区域水平主应力较大，属于深井开采；-530辅助水平位于31采区下部，-530辅助水平岩巷开挖处于高地应力区，巷道围岩处于软岩状态，施工条件复杂化，巷道自开掘之后一直处于流变状态，巷道两帮移近量大，变形破坏严重，有部分底臌严重，严重影响安全生产。对该矿-530辅助水平岩巷围岩失稳机理及支护技术研究是矿井采掘接替顺利衔接的保障，是矿井实现安全开采技术体系的重大课题，也为相似地质条件下软岩巷道设计与支护提供理论支撑，对该矿及整个煤业公司安全高效生产有一定指导意义。因此，针对该矿实际地质条件和目前存在的问题，研究确定该矿软岩巷道围岩控制方法及高应力软岩巷道支护技术及合理工艺参数，具有重要的理论价值和应用价值[1-2]。
2 巷道失稳机理及加固思路分析
2.1 巷道破坏特征及失稳机理分析 -420回风暗斜井，拱肩及直墙喷层部分出现裂缝、喷层脱落现象。裂缝角度呈现不规则形态，分析其原因为剪切及拉伸破坏，力源为水平力。东总回风巷开口处出现与-420风暗斜井类似的现象，但底臌现象非常严重，底板中部出现纵向的张拉裂缝，宽处能容下胶鞋，两帮无明显差异。底板新铺设轨道翘起，无法使用。分析巷道围岩失稳机理为：以水平应力为主和采动支承压力共同作用下引起巷道顶底板变形，形成巷道底臌、顶板冒落。
2.2 失稳巷道加固技术分析 根据巷道围岩破坏特征及失稳机理分析，巷道加固时，必须保证支护结构要有足够的承载能力，保证静动压下的稳定，不再进行修复加固。采取有效的主动支护措施，充分发挥围岩的自承能力，大大提高支护结构的承载力和适应性，提高围岩的整体性和自承载能力。根据该矿东总回风巷围岩变形机理和当前巷道支护发展现状，提出东总回风巷支护的原则是：高抗边让、预留断面；多次注浆，固结、强化围岩；锚杆+锚索+锚注协调支护[3]。
3 巷道支护参数数值模拟分析
3.1 数值计算模型的建立[4-6] 根据支护方式及工作面与东总回风巷的关系，提出如下的数值模拟方案：方案Ⅰ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷+U29型钢支护。方案Ⅱ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网+锚索喷+全断面锚注。方案Ⅲ：工作面超前支承压力或侧向支承压力作用下，锚网索喷。
网格模型见图1。锚杆（索）、注浆锚杆见图2。
3.2 数值模拟结果分析 根据上述三个数值模拟方案，分别从应力、围岩深部和表面位移两个方面进行分析。在巷道顶板、底板、两帮岩体内设置监控测线，每条测线上设置200个点，如图3所示：
应力分析：超前（侧向）支承压力作用下的各支护方式的主应力曲线如图4 所示。从图中可以看出拱顶1-1’测线最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时20.80MPa，距巷道表面4.08m；锚网索喷时，20.45MPa，距巷道表面4.95m；锚网索喷注支护时，26.03MPa，距巷道表面3.47m。
说明随着支护能力的提高，最大主应力峰值向巷道表面移动。底板测线1-1’最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.00MPa，距巷道表面5.0m；锚网索喷时，29.93MPa，距巷道表面5.15m；锚网索喷注支护时，19.83MPa，距巷道表面1.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了4m多，有效控制了底板变形。测线3-3’左帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时30.33MPa，距巷道表面3.36m；锚网索喷时，28.50MPa，距巷道表面3.57m；锚网索喷注支护时，35.609MPa，距巷道表面2.21m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了1.15m，有效地控制了两帮变形。由于受采动影响，巷道两侧变形表现出不均匀性，其中右帮的塑性区和采空区下方的塑性区贯通，使右帮应力的峰值内移，且数值也比左帮小。测线3-3’右帮的最大主应力应力峰值范围：锚网喷+U型钢支护时19.35MPa，距巷道表面5.20m；锚网索喷时，18.40Mpa，距巷道表面5.35m；锚网索喷注支护时，19.15Mpa，距巷道表面4.11m。说明采用底拱和注浆支护后，最大主应力峰值向巷道表面移动了1.24m，有效控制了两帮变形。
位移分析：从测线上的水平位移和铅直位移可以看出，在超前支承压力作用下，巷道整体向煤层和采空区方向移动。若巷道所受水平应力相同，则1-1’测线上的水平位移几乎为零，而顶板岩层整体向右移动200mm左右，底板移动整体向右移动130mm左右；若在均压状态下，3-3’测线上的铅直位移应几乎为零，而左帮向上整体移动10mm左右，右帮整体移动80mm左右。（见图5）
通过分析可知：采用锚网+锚索+锚注支护，可以对顶帮围岩进行有效控制。对两帮和顶板来说，应力峰值向巷道壁转移，巷道围岩受力情况得到了改善。巷道周边塑性区尤其是底板有一定程度的幅度减小。来自采空区方向的塑性区范围很大，而煤柱侧的塑性范围相对较小。底板采用注浆锚杆后，塑性范围得到一定程度的减小。
4 工业试验效果
锚杆锚索锚注强力协调支护方式在东总回风巷使用后，围岩的变形量降低幅度明显，顶板离层得到了有效的控制[7]。变形速度降到0.1mm/d以下，变形量降低35%左右。围岩的完整性相比大大提高，顶板、两帮完整、稳定。两帮鼓出、顶板破碎等原支护破坏的现象比较少见。锚杆锚索锚注能够同时发挥作用，大大减少掘巷期间冒顶、片帮的可能性，提高了掘进速度。
5 结论
①锚杆锚索锚注强力协调支护技术取得了良好的支护效果，可以成功地解决九矿深井开拓巷道的支护难题，使矿井的支护状况和安全程度发生了本质的变化。②锚杆锚索锚注强力协调支护技术支护成本比普通的锚固技术有所提高，但基本解决了深部开拓巷道多次翻修的问题，使巷道掘进和维修综合成本显著降低，取得了显著的经济效益。③锚杆锚索锚注强力协调支护实现了高强度、高刚度的协调支护设计理念，克服了以往支护系统不能相互协调的弊端。降低了巷道的翻修率，提高了巷道的掘进速度。
参考文献：
[1]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].中国矿业大学出版社，2003年.
[2]刘少伟，马念杰等.锚杆支护煤巷冒顶危险区预测及工程应用[M].煤炭工业出版社，2008年.
[3]李学华，杨宏敏，刘汉喜，等.动压软岩巷道锚注加固机理与应用研究[J].采矿与安全工程报，2006，23（2）：159-164.
[4]王永秀，毛德兵，齐庆新.数值模拟中煤岩层物理力学参数确定的研究[J].煤炭学报，2003，28（6）：593-597.
[5]谢文兵，陈晓祥，郑百生.采矿工程问题数值模拟研究与分析[M].徐州：中国矿业大学出版社，2005.
[6]刘波，韩彦辉.FLAC原理实例与应用指南[M].北京：人民交通出版社，2006.
[7]康红普.煤巷锚杆支护设计方法及应用[J].矿山压力与顶板管理，2003，10.
作者简介：
谢博强（1975-），男，河南商丘人，助理工程师，现任河南煤业化工集团鹤煤九矿生产科科长，从事煤矿采掘管理工作。