林天舒刘绍兴王茂源杨 雷杨 薇雷尹嘉

（1.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083；2.中国石油天然气管道工程有限公司，河北省廊坊市，065000；3.汾西矿业集团新峪煤业有限责任公司，山西省介休市，032000；4.河北建筑工程学院，河北省张家口市，075000）

基于O型拱联合支护的软岩巷道围岩控制技术研究

林天舒1刘绍兴2王茂源1杨 雷3杨 薇4雷尹嘉1

（1.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083；2.中国石油天然气管道工程有限公司，河北省廊坊市，065000；3.汾西矿业集团新峪煤业有限责任公司，山西省介休市，032000；4.河北建筑工程学院，河北省张家口市，075000）

基于理论与工程实际分析了正令煤矿软岩巷道围岩破坏关键影响因素，提出了以中央变电所为工程实例的锚网索喷+O型拱联合支护优化方案。采用FLAC3D技术对原支护方案和优化方案进行了对比分析，数值模拟表明了新方案具有合理性和可行性，且能有效控制复杂软岩巷道，实现巷道围岩稳定。

软岩巷道 O型拱 联合支护 数值模拟

正令煤矿隶属于山西汾西矿业集团，位于孝义市西南直距15 km处柱濮镇上令狐村。井田面积5.8435 km2，地质储量为8372万t，设计生产规模为0.9 Mt/a，服务年限24.3 a。该矿井为资源整合矿井，井田内含煤地层为太原组和山西组，共含1～11层煤，其中，2#煤层为稳定全区可采煤层，厚度1.10～2.22 m，平均1.48 m。中央变电所布置在2#煤层中，埋深为650 m，顶、底板均为砂质泥岩，夹有少量粉砂岩，普氏系数3～6，节理、层理较为发育，易风化，围岩比较破碎，岩性较软，胶结性较差。巷道断面为直墙半圆拱形状，巷道净宽4.6 m，净高4.1 m。根据检测记录，该巷道变形量很大，两帮收缩量350～410 mm，顶板下沉量140 mm，底鼓量850 mm，巷道的变形已经严重地影响了安全生产，分析原因认为巷道支护不合理，因此，迫切需要进行新的支护方案设计。

1　巷道破坏影响因素分析

（1）正令煤矿中央变电所围岩属于高应力、膨胀性、节理性软岩，由于这种岩性变形破坏机理极其复杂，又缺乏特殊的处理措施，且关键部位支护强度不足，导致了该巷道变形最大。原有的巷道支护底板加固仅使用底角锚杆，约束措施也不够。

（2）由于正令煤矿是资源整合矿井，原有的巷道施工质量差，巷道顶板离层、喷层脱皮、底臌等现象普遍，返修率高导致巷道损坏严重，因软岩巷道围岩在一定范围内缺乏稳定的支持结构负荷外部压力，即便是多次返修也不足以使围岩结构达到稳定状态，可修复性越来越差。

2　控制对策

基于巷道围岩变形破坏机制分析，应加强对关键部位的支护且降低巷道返修率，根据工程类比及现场施工经验和支护理论，提出锚网索喷+O型拱联合支护进行中央变电所围岩稳定性控制。O型拱即为在圆形断面巷道上架设U型钢可缩性支架，U型钢可缩性钢架具有较高的支护阻力，抑制了软弱岩体的碎胀变形，其良好的可缩性又避免了支架内应力急剧升高和支架破坏。圆形巷道围岩沿周边方向的压缩而形成承载壳，由于圆形巷道支护阻力分布均衡，使得承载壳保持稳定，且随着时间的增长，承载壳内的岩体不断压密，承载壳不断扩大，围岩的承载能力越来越高，致使巷道变形速度很快下降，巷道趋于稳定。

3　数值计算模型

以中央变电所为对象进行数值模拟计算，模型尺寸分别为50 m×10 m×38 m（长×宽×高），模型巷道围岩从上到下依次为K8中砂岩、细砂岩、砂质泥岩、2#煤层、砂质泥岩、砂岩、砂泥互岩。为消除边界效应，模型两侧限制水平方向移动，模型底边限制水平方向和垂直方向移动，模型上表面为应力边界，通过弹性求解法模拟初始地应力场，垂直应力约为15.9 MPa，水平应力约为7.95 MPa。本次数值分析将岩体看作是均质和各向同性介质，采用摩尔-库伦（Mohr-Coulomb）本构关系，物理力学参数如表1所示。

表1　巷道围岩物理力学参数

4　模拟方案及围岩应力分析

4.1模拟方案

中央变电所原支护方案为直墙半圆拱断面，锚索+锚杆+喷浆支护。锚杆规格ø20 mm×2400 mm，锚索规格ø17.8 mm×6000 mm，锚杆间排距800 mm×800 mm，锚索间排距1600 mm× 2400 mm，锚杆、锚索呈放射状布置于巷道顶板，底板处布置上倾角为38°的底角锚杆，锚索设置在顶板两肩角处，模拟中使用锚索（cable）单元模拟锚杆、锚索。

拟采用的O型支护方案巷道为圆形断面，直径5600 mm，采用锚索+锚杆+喷浆支护，并架设由36#U型钢制作的O型拱。锚杆、锚索规格及间排距同原支护，巷道表面进行厚度为100 mm的喷浆处理，模拟中使用衬砌（liner）单元模拟其效果。O型拱间距800 mm，使用壳（shell）单元模拟其效果。

4.2巷道围岩塑性区分析

巷道开挖后围岩的塑性区分布可以较好地表征巷道支护效果的好坏。数值模拟结果表明在原支护方案下，巷道围岩的顶底板和两帮出现了较大范围的拉伸塑性区，其中顶板围岩塑性区厚度达1.4 m左右，底板围岩塑性区厚度达2.8 m左右，巷道两帮围岩塑性区厚度更高达十几米。而使用O型拱联合支护后，巷道围岩的塑性区明显减小，其中顶板围岩塑性区厚度约为0.64 m，底板围岩塑性区厚度约为0.47 m，巷道两帮围岩塑性区厚度为5.15 m左右。

4.3巷道围岩应力分析

对于原支护方案，其在巷道两帮围岩深部区域形成应力集中区，巷道围岩最大主应力极值区位于巷道左帮，应力极值为23.7 MPa，应力集中系数为1.48。巷道表面围岩呈现拉应力状态，底板与两帮尤为严重。对于O型拱联合支护方案，其在巷道两帮围岩深部区域形成应力集中区，巷道围岩最大主应力极值区位于巷道左帮，应力极值为20.2 MPa，应力集中系数为1.26。在O型拱联合支护下巷道围岩拉应力很小，与原支护方案相比，O型拱联合支护方案下的巷道围岩的应力状态得到了改善。

4.4巷道围岩变形分析

对于原支护方案，巷道围岩的变形较为严重。巷道顶板最大位移量为163 mm，底板最大位移量为139 mm，左右帮的最大位移量分别为259 mm和251 mm。巷道围岩的最大位移发生在右帮与顶板交界处，变形量达到了278 mm。在采用O型支护后，巷道围岩的变形量大为减小，巷道顶板最大位移量为32 mm，底板最大位移量为20 mm，左右帮的最大位移量都为18 mm。巷道围岩的最大位移同样发生在右帮与顶板交界处，变形量为32 mm。可见相比于直墙半圆拱支护，O型支护有效的控制了巷道围岩的变形。

5　O型拱联合支护方案的确定

根据实际情况最终确定应用于中央变电所的支护方案如图1所示。

图1　O型拱联合支护巷道断面示意图

（1）O型拱采用36#U型钢制作，每架由6节组成，其中底梁长度为4475 mm，其余5节梁长均为2950 mm。每节之间搭接长度500 mm，每个搭接处设4道卡缆，每节设1道拉杆。

（2）将巷道下方已破坏的原支护挑落、扩帮，然后挂网、打锚杆、锚索，接着拉底打底锚杆。采用ø20 mm×2400 mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800 mm×800 mm；采用ø17.8 mm×6000mm钢绞线锚索，锚索间排距为1600 mm×2400 mm，打好锚杆、锚索后及时喷浆并养护。混凝土喷射厚度150 mm、强度为C20。

（3）巷道下部支护完成后，搭设工作台以便完成对上部的支护，工作台的底托架采用直径20 mm的圆木搭设，距巷道底部2070 mm，圆木上铺设厚度不小于50 mm的木板，木板采用8#铁线十字交叉绑扎牢固。

（4）工作台搭设完成后，重复下部支护流程完成对工作台上方巷道顶帮的支护。

（5）喷浆养护完成后，即可架设O型拱。根据巷道实际情况，O型拱架设间距确定800 mm，施工时先下底梁，再安装拉杆，使腰梁与底梁合严，使用卡子锁紧棚梁；然后使顶梁与腰梁合严，使用卡子锁紧顶梁与腰梁，上好拉杆后进行调棚，调棚完毕后将棚梁的所有拉杆螺母紧固。两层钢筋网错格搭接在O型拱上，再用棚板、道木打井字垛配合楔子使O型拱固定于顶板、两帮上，所有工序完成后进行喷浆作业，混凝土喷射厚度100 mm、强度为C20。

（6）O型拱架设完成后，对下部进行充填，并对地面进行平整、硬化处理。

6　巷道变形监测

为了验证O型拱联合支护方案的支护效果，对中央变电所的变形量进行了现场观测。监测巷道长度90 m，每隔30 m布置一个测点，共布置3个测点。对巷道进行了为期3个月的变形观测，观测结果如图2所示。

巷道采用O型拱联合支护后，巷道两帮及顶底板变形量在前15 d有轻微变化，15～55 d变形量持续增大，55 d后基本趋于稳定。该支护方案下巷道两帮与顶底板变形量的最大值分别仅为71 mm和60 mm。这充分说明O型支护对控制软岩巷道的变形有良好的效果，提出的O型拱联合支护方案具有一定的可行性。

图2　巷道顶帮移近量

7　结论

（1）通过对正令煤矿软岩巷道破坏机理的分析，针对承受较大压力的软岩巷道，提出了锚网索喷与O型拱联合的支护体系。

（2）运用FLAC3D进行数值模拟计算，从应力、应变和塑性区角度对两种支护方案进行对比分析表明，O型拱联合支护方案下巷道变形变小，支护效果改善明显。

（3）进行了工业性试验，并对试验巷道进行了现场观测，结果表明，巷道变形得到了有效控制，为类似工程提供了一个可靠的借鉴。

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（责任编辑 张毅玲）

Research on surrounding rock control technology of soft rock roadway based on combined support with O-type arch

Lin Tianshu1，Liu Shaoxing2，Wang Maoyuan1，Yang Lei3，Yang Wei4，Lei Yinjia1
（1.School of Mechanics and Civil Engineering，China University of Mining and Technology，Beijing，Haidian，Beijing 100083，China；2.China Petroleum Pipeline Engineering Corporation，Langfang，Hebei 065000，China；3.Xinyu Coal Industry Co.，Ltd.，Fenxi Mining Group，Jiexiu，Shanxi 032000，China；4.Hebei University of Architecture，Zhangjiakou，Hebei 075000，China）

The key influence factors of surrounding rock failure in soft rock roadway were analyzed based on the theories and engineering practice in Zhengling Coal Mine，and taking the central substation as engineering project，the combined supporting optimization scheme was put forward，which including bolt wire cable and shotcrete.Using FLAC3D，the former supporting scheme and the optimization scheme was analyzed contrastively，the numerical simulation results showed that the new scheme was rational and feasible，could control the complex soft rock roadway effectively and keep the stability of surrounding rock.

soft rock roadway，O-type arch，combined support，numerical simulation

TD 353

A

林天舒（1992-），男，安徽马鞍山人，中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院硕士研究生。主要从事巷道支护和岩土工程数值模拟方面的研究。