基于FLAC~(3D)的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究.pdf

第11卷第9期 2020年9月 Vol . 11 No.9 September, 2020 矿 产 勘 查 MINERAL EXPLORATION 基于flac3D的巷道分步开挖支护 稳定性模拟研究 王伟1,李小龙2,宋彦琦2,李向上2,马宏发2 （1.河南龙宇能源股份有限公司陈四楼煤矿，河南商企476600； ； 2.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京100083） 摘要针对陈四楼煤矿- 850m深部软岩巷道，为研究巷道开挖时和支护后围岩稳定性，本文基于巷道围岩支护 理论，采用FLACa对巷道围岩进行模拟，锚杆加喷浆支护的方式，提高锚固岩体的稳定性,并对锚喷支护 前后的围岩应力和位移变化进行分析。研究表明支护后围岩塑性区范围减小幅度在20-30,且最大 应力值下降10. 88 ； ；有支护下的围岩位移变形量仅为未支护时围岩位移变形的5. 9 ； ；发现第二次支护 对第一次支护具有加固作用，且随着开挖深度及长度的增加,支护体最大应力值和位移值均有所增加。 研究工作可为相似深部软岩巷道支护工作提供依据。 关键词深部软岩巷道分步开挖FLACa数值模拟位移监测支护体 中图分类号中图分类号TD823 文献标识码文献标识码A 文章编号文章编号1674- 7801（2020）09- 2045- 08 0引言 陈四楼煤矿位于豫、皖两省交界的河南省永城 市，永城市区北偏西13 k m,北距陇海铁路商丘站95 k m,东距京沪铁路徐州站97 k m,是国有大型现代化 矿井。随着巷道开挖深度的增加，围岩稳定性成为 不可忽视的问题,进而产生了锚杆支护、锚网索支 护、喷浆支护等多种巷道围岩支护方式。锚杆支护 的优越性在于可以及时主动的对巷道围岩进行支 护，但锚杆的锚固力很大程度上取决于围岩体的力 学性能。对于软岩巷道，围岩可锚性能较差，易产生 锚固力低下和锚杆失效等问题（韩立军和贺永年, 2005；汤雷等,1998），单纯的锚杆支护并不能完全及 时有效的对巷道围岩变形进行控制，因此对于软岩 巷道围岩支护一直是科研工作者研究的热点问题。 单一措施无法满足安全高效采矿作业的要求, 锚网喷注联合支护技术可以使围岩稳定性显著提高 （周国军,2019）；锚固注浆支护与锚网索喷浆联合 加强支护的方式，可以强化巷道整体性能，改善巷道 围岩的承载能力，有效控制巷道变形，巷道稳定性提 高（李红和侯军,2019）；郭海江（2019）提出锚杆、锚 索联合支护能够有效控制巷道表面位移,更大限度 发挥锚索的作用，更加适合于厚层泥岩直接顶巷道 的围岩控制;混凝土支护能显著提高围岩的强度和 承载能力,可有效地控制深部巷道的损伤变形（徐 燕和武建军,2009）；韦四江对深部回采巷道支护参 数进行数值模拟研究，确定了影响围岩变形主次因 素（韦四江和孙闯,2013）。 由于多数巷道开挖过程需分段进行，因此学者 们对巷道进行了分步开挖数值模拟研究。分步开挖 卸荷作用对岩石边坡造成的影响很小,该岩石边坡 在分步开挖卸荷作用下稳定性很好（蔡佳豪, 2019）；郝权（2019）通过数值模拟分析巷道采用不 同掘进工艺时围岩位移及塑性区的分布状态,将模 拟结果与工作面具体地质条件相结合对支护方案进 行了优化设计;王文等（2015）通过研究施工因素的 ［收稿日期］2020-04-22 ［基金项目］国家重点研发计划课题（编号2018YFC0808402）、国家自然科学基金联合基金资助项目（编号U1704242）及中国矿业大学 （北京）深部岩土力学与地下工程国家重点实验室开放基金课题（编号SKLGDUEK2017）资助。 ［第一作者简介］王伟，男，1973年生,工程师，从事煤矿安全生产管理工作;E-ma il 40248406q q .c o m。。 ［通信作者简介］宋彦琦,女,1969年生,教授,从事固体力学理论及应用方面的研究工作;E-ma il ya n q i_so n g sin a .c o m。 2045 矿 产 勘 查2020 年 影响，对分步开挖支护过程的模拟计算分析,并与实 际工程监测值的比较，验证方法的有效性;胡斌等 （2016）采用FLAC“软件进行数值模拟，研究分步开 挖卸荷作用对软硬互层边坡稳定性的影响规律。 以往针对软岩巷道开挖时围岩变形及控制机理 研究较为充分,众多学者综合运用理论分析、数值模 拟及现场实测的方法分析围岩变形破坏特征，对围 岩应力分布方式及演化规律进行研究（姚柏聪和崔 莹妹,2019；许向前等,2017；王凯和郝兵元,2016）, 但对巷道围岩分步开挖时锚喷支护下的围岩变形机 理及应力分布变化研究较少。本文以河南某煤矿为 工程背景,采用试验研究、理论分析与数值模拟相结 合的方法，分析巷道在分段开挖时锚喷支护下的巷 道围岩稳定性，并将喷浆后形成的混凝土体前后位 移变形进行了对比分析，以期为类似条件下的巷道 围岩变形提供参考依据。 1工程地质概况 陈四楼煤矿九采区泵房及变电所为满足九采区 排水及供电需要,九采区泵房及变电所所处区域位 于陈四楼向斜轴部及东翼。本巷道掘进范围内煤岩 层形态较为稳定，施工时逐渐接近向斜轴部，并揭露 向斜轴部，向斜轴部巷道压力较大。根据三维地震 勘探资料、临近巷道实际揭露地质情况、周围巷道地 质超前探测资料分析，预计在本巷道施工过程中将 一次揭露一条落差为05m的正断层和一条落差为 07 m的正断层，断层发育处，岩层破碎，巷道压力 大，应加强巷道支护。该巷道是位于二2煤层顶板 砂质泥岩、铝质泥岩层位施工。 该区平均煤层厚度为2. 3 m,本巷道掘进范围 内煤岩层形态较为稳定，煤层顶板岩石以泥岩为主, 根据相邻采区资料，断层构造及褶曲轴部附近地段 压力较为集中，巷道易于变形,对巷道工程有较大影 响，巷道整体开挖平面图如图1所示。 2巷道围岩支护理论 较早的支护理论（普氏、泰沙基）将岩石重量作 为支护荷载,并护理论方面做了大量研究和分析,并 提出多种新型支护理论，在巷道围岩支护中得到广 泛应用。 现代岩石力学中的弹塑性支护理论认为围岩塑 性区的形成和变形是产生地压的原因，主张通过支 护来限制塑性区的发展，阻止围岩的松动破坏，将围 岩控制在弹塑性状态。 松动圈支护理论是根据围岩中存在破碎带的客 观状态提出的（董方庭和宋宏伟,1994）,除了松动 圈围岩自重和巷道深部围岩的部分弹塑性变形作为 巷道支护对象外,还有松动圈围岩的碎胀变形，后者 往往占据着主导地位。支护的作用是限制松动圈形 成过程中碎胀力造成的有害变形，围岩松动圈越大, 支护起来就越困难。 新奥法支护理论是应用岩体力学理论（刘德军 等,2020）,通过及时的采用“锚、喷支护”等联合手 段，主动加固，在围岩内形成承载圈，以维护和利用 围岩的自承能力，有效抑制围岩的松弛变形，并通过 监控量测和信息处理，调整锚、喷支护参数，从而使 围岩成为支护体系的重要组成部分的一种施工原 理。 联合支护既通过锚杆、锚网索和钢筋网架等共 同作用进行巷道围岩支护（冯豫,1990），锚喷支护 是通过锚杆提高锚固岩体的峰值、蜂后和残余强度, 有效改善原有岩体的弹性模量、内聚力和内摩擦角 等围岩参数，进_步改善巷道围岩的应力状态，再进 行巷道围岩喷浆支护，达到提高围岩承载能力的目 的。此支护原则是在巷道开挖支护适当放压，之后 再进行柔性支护,在柔性支护足以限制围岩变形且 稳定之后，便施加刚性约束。 耦合组合支护理论认为巷道围岩破坏大多来自 围岩刚度和强度与支护体的不耦合（何满朝和郭志 飕,2005），所以支护作用需使支护结构与巷道围岩 达到耦合状态，通常而言，一次支护并不能达到耦合 状态，需在关键部位再进行二次支护,从而达到耦合 支护的目的。 3砂质泥岩力学性能试验 3.1样品制备及试验设备 本文所用砂质泥岩来自河南陈四楼煤矿，样品 从同一块较大原岩中取芯、切割、打磨，加工成三块 ①50mmX 100mm单轴压缩标准试件,三块①50mmX 25mm巴西劈裂标准试件，八块050mmX 100mm抗 剪切强度标准试件。各标准试件尺寸如表1所示。 为测得砂质泥岩单轴抗压强度和抗拉强度,试 验装置采用中国矿业大学（北京）深部岩土力学与 2046 第11卷第9期王伟等基于FLAC30的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究 图1巷道开挖平面图 表1各试验试件尺寸 编号直径/mm高度/mm质量/g密度/g/c n Y-149. 84100. 00515.02. 64 Y-249. 8699. 92515.52. 64 Y-349. 98100. 00517.02. 64 B-149. 8625. 06130. 12. 66 B-249. 9425. 20129.92. 63 B-350. 0625. 06130. 12. 64 S-149. 92100. 24517.02. 64 S-250. 00100. 04517.02. 63 S-349. 9299. 80517.52. 65 S-450. 02100. 10516.52. 63 S-549. 8499. 92516.02. 65 S-649. 82100. 00517.02. 65 S-749. 8899. 84515.52. 64 S-849. 8899. 82516.52. 65 地下工程国家重点实验室2000KN单轴试验机，岩 石抗剪切强度试验在深部软岩非线性力学试验系统 上进行试验。 3.2砂质泥岩力学参数 3.2.1单轴压缩、抗拉强度试验 由单轴压缩试验所测得的各试件数据,计算可 得其平均抗压强度为129. 30 MPa ,弹性模量和泊松 比可求得为E 20.314GPa * 0. 29,代入公式1 2 计算可得，体积模量K 16. 12GPa ,剪切模量G -1. 87GPao 由单轴抗拉强度试验所测得的各试验数据计算 可得其平均抗拉强度为12. 19 MPa。 3. 2.2剪切试验 由于岩石抗剪强度较低,剪切速率不宜过快,所 以将剪切试验加载速率设定为0. 02mm/min ,从而 更好地测得剪切试验数据， 将所测得数据代入剪应力计算公式3 和摩尔 库伦公式4 *尸屛/12丄卫丄卫⑶ max Izb 7r//64d 3 A 」 t c at ancp 4 由剪切试验数据拟合曲线可得凝聚力和内摩擦 角为c二20. 504,卩二43. 53。 2047 矿 产 勘 查2020 年 4 FLAC3D模拟巷道开挖稳定性 4.1巷道模型的建立 本文拟在泥质砂岩中建立开挖巷道模型，根据 巷道围岩支护情况,对围岩进行锚杆支护，通过与锚 固体的横向联结,提高锚固体的力学参数,达到提高 锚固体强度的目的（侯朝炯和勾攀峰,2000）。在每 次锚杆支护的基础上，再喷射0.2 m厚的混凝土支 护，混凝土保持弹性且与围岩体刚性连接。 由于同一区域围岩力学性质差异较小,所以设 置围岩力学性质为各向同性，将试验所得围岩力学 参数赋值，原始应力为27 MPa ,初始位移为0。设定 巷道模型尺寸为5 mx 5 mx 5 m,直径为2 m,模型边 界施加全约束，取1/4巷道模型进行分析,每开挖1 m建立一次支护，共分五次开挖，如图2所示。 Zone Colorby Group Default section 1 section2 section3 sectio n4 section5 4.2巷道开挖后围岩体应力分布 由于开挖后巷道围岩破坏大多来自竖向（Z方 向）的顶板破坏和横向（X方向）的侧帮部位移破坏, 故本文主要观测这两个方向的应力情况。巷道开挖 完第一部分之后，地应力重新分布,需将位移初始 化,得到在Z方向应力分布和X方向应力分布，如图 3所示。 由图3可知其应力分布呈对称形式，且其主应 力最大值也相同,开挖后竖向最大应力位于底部边 角处,横向最大应力位于中间部位，中部因开挖造成 形状突变,易发生应力集中现象，故而在工程中应加 大对顶部和帮部的支护，才能更好地防止工程灾害 的发生。 2048 Contour of ZZ- Stress Calculated by VolumetricAveraging | -5.3207E05 .5000E05 .0000E05 .5000E05 .0000E05 .5000E05 .0000E05 .5000E05 .0000E05 .5000E05 .0000E06 .0500E06 .1000E06 .1500E06 .2000E06 -8 1 1 1 1 1. 1.2176E06 Contour of XX- Stress Calculated by VolumetricAveraging I -5.3206E05 I -5.5000E05 I -6.0000E05 U -6.5000E05 -7.0000E05 I -7.5000E05 -8.0000E05 -8.5000E05 -9.0000E05 -9.5000E05 -1.0000E06 -1.0500E06 -1.1000E06 -1.1500E06 -1.2000E06 -1.2179E06 图图3 当第二次开挖结束,通过对其进行应力重分布, 可得到图4。 通过图4发现应力分布范围进一步扩大，故需 要对其进行加固支护，否则长期的持续应力施加会 使得围岩破坏，发生塌陷、冒顶等巷道灾害。可以看 出其应力最大值较图3中的应力最大值增加了 0. 1GP -8. -8. -9. -9. -5.5 -6. -6.; -8. -8. -9. -9. J IU5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 6 6 6 6 6 6 6 6 J IU5 5 5 5 5 5 5 5 5 5 6 6 6 6 6 6 6 6 x u o o o o o o o o o o o o o o o o o o x u o o o o o o o o o o o o o o o o o o - - 5 5 y-E E E E E E E E E E E E E E E E E E y-E E E E E E E E E E E E E E E E E E 9 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 6 9 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 6 o d l o o o o o o o o o o o o o o o o o o d l o o o o o o o o o o o o o o o o o r 6 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 5 0 5 0 5 0 1 r 6 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 5 0 5 0 5 0 1 m 0 5 0 5 0 5 0 5 0 5 0 0 1 1 2 2 3 3 m 0 5 0 5 0 5 0 5 0 5 0 0 1 1 2 2 3 3 图4第二次开挖后应力重分布 当第三次开挖结束,对第二次巷道开挖部分进 行同样的支护方式，可得其应力重分布如图6所示。 对第二次开挖完的围岩进行锚喷支护,可以看 出其应力分布方式与第一次加固类似,但是其最大 应力值有所增加，可以得出，当开挖范围增大时，锚 喷支护对巷道围岩具支护作用效果明显，但随着范 围的持续加大，其最大应力值也会随之而增大，所以 当开挖范围增大时，加固支护的方式就显得更为重 要，需选择更为有效的加固方式或者组合的加固方 式才可以更好地对围岩起到支护作用。 4.3巷道开挖后围岩体位移变形 对巷道模型进行开挖，开挖完一次和开挖完二 次后位移变形云图如图7所示。 由图7可以看出第一次开挖完巷道之后，位移 云图中最大位移变形位于前端开挖底角处红色区 域，可知最前端破碎区受开挖扰动影响较大，局部变 形接近2. 5 c mo因为前端部分受开挖扰动影响较 大,顶部和侧帮部的位移变形在0. 8 1. 8 c mo由于 前端只是在开挖时短暂的变形,顶部和侧帮部为长 Contour of ZZ- Stress Calculated by VolumetricAveraging I -5.5834E05 -6.0000E05 -6.5000E05 -7.0000E05 -7.5000E05 -8.0000E05 -8.5000E05 -9.0000E05 -9.5000E05 -1.0000E06 -1.0500E06 -1.1000E06 -1.1500E06 -1.2000E06 -1.2500E06 -1.2624E06 Contour of XX- Stress Calculated by VolumetricAveraging I -5.5886E05 -6.0000E05 ■6.5000E05 -7.0000E05 -7.5000E05 -8.0000E05 -8.5000E05 -9.0000E05 -9.5000E05 -1.0000E06 -1.0500E06 -1.1000E06 -1.1500E06 -1.2000E06 -1.2500E06 -1.2639E06 图5一次支护后应力重分布图 久变形，故在加固支护过程中应着重对于顶部和侧 帮部的支护。 对第一次开挖部分和第二次开挖部分进行锚喷 支护后的位移变形云图如图8所示。 支护完第一次开挖的部分，可以明显看到其大 体位移变形接近于0,但在侧帮部接缝处仍有较小 的位移变形，故锚喷支护对于巷道围岩可以起到较 好的支护效果，从图中可以看到其位移较大值均位 于第二次开挖部分。 在进行完第三次开挖之后,对前两次的开挖均 进行锚喷支护，可以看到，支护后的位移变形得到明 显改善，故而再次说明锚喷支护对巷道围岩变形控 制的重要性。 4.4监测点位移变化曲线 在开挖过程中施加位移监测点,开挖之后可以 得到该点完整的位移监测曲线，图9中两条曲线分 2049 矿 产 勘 查2020 年 Contour of ZZ- Stress Calculated by Volumetric Averaging I -5.5844E05 I -6.0000E05 ■ -6.5000E05 ■ -7.0000E05 -7.5000E05 -8.0000E05 -8.5000E05 I -9.0000E05 I -9.5000E05 f -1.0000E06 -1.0500E06 -1.1000E06 I “ -1.1500E06 -1.2000E06 -1.2500E06 -1.2649E06 Contour of XX- Stress Calculated by Volumetric Averaging I -5.5899E05 -6.0000E05 ■6.5000E05 -7.0000E05 -7.5000E05 -8.0000E05 .-8.5000E05 I -9.0000E05 I -9.5000E05 1 -1.0000E06 -1.0500E06 I -1.1000E06 I “ -1.1500E06 -1.2000E06 -1.2500E06 -1.2661E06 图6两次支护后的应力重分布图 别为未支护时位移监测曲线和支护后的位移监测曲 线。 从对比的曲线图中可以看到，第二次开挖后未 支护情况下最终的位移变形量稳定在1.24 c m,而 支护后最终的位移变形量稳定在0. 74 n n n ,支护后 位移变形量仅为未支护的5. 9 ,能够达到巷道开 挖时围岩稳定性的要求。从而可以得出，巷道围岩 变形在锚喷支护后的位移变形量得到有效改善，围 岩变形得到有效控制，支护效果明显。 4.5混凝土支护体变形 将第一部分混凝土支护体提取出来，图10为放 大120倍变形量观测下的支护体变形，并将其与原 支护体未变形下的图形进行对比分析。 由对比图可以发现支护体变形量最大值为 Contour Of Displ a c ement I 2.4980E-02 2.4000E-02 n 2.2000E-02 Ll 2.0000E-02 1.8000E-02 LJ 1.6000E-02 1.4000E-02 1.2000E-02 1.0000E-02 8.0000E-03 6.0000E-03 4.0000E-03 2.0000E-03 0.0000E00 Contour Of Displ a c ement I 1.5210E-02 1.5000E-02 1.4000E-02 1.3000E-02 1.2000E-02 1.1000E-02 1.0000E-02 9.0000E-03 8.0000E-03 7.0000E-03 6.0000E-03 5.0000E-03 4.0000E-03 3.0000E-03 2.0000E-03 1.0000E-03 0.0000E00 图7 次和二次开挖后的位移变形图 0. 84 mm,变形量较小，在工程应用中可以忽略不 计。 图11为两次支护后的支护体位移变形云图，可 以看出其位移变形量最大值同样位于前端连接处, 且其位移最大值较一次支护体位移变形增加近0. 2 mm,这也和图6中的应力增加相一致。第一段混凝 土体与第二段混凝土体之间连接属于冷连接，接缝 和构件之间不传递力和弯矩,仅仅只有力的作用传 递到周围单元体。第二次支护完后，由于其受力面 有所增加，第一个支护体的位移变形最大值下降幅 度为17. 2o不难得出，第二次支护对第一次支护 有一定的加固作用。 5结论 本文主要对巷道分步开挖时围岩变形进行了研 究,通过施加锚喷支护与未支护情况下的对比，得到 围岩应力分布方式和位移变化情况;并通过施加监 测点，对位移变形实时监测；同时比较了支护体前后 变形情况，得到如下结论。 1巷道埋深超850 m,围岩初始应力高，岩性 2050 第11卷第9期王伟等基于FLAC30的巷道分步开挖支护稳定性模拟研究 Contour Of Displ a c ement I 1.6283E-02 1.6000E-02 1.5000E-02 1.4000E-02 1.3000E-02 1.2000E-02 1.1000E-02 1.0000E-02 9.0000E-03 8.0000E-03 7.0000E-03 6.0000E-03 5.0000E-03 4.0000E-03 3.0000E-03 2.0000E-03 1.0000E-03 0.0000E00 Contour Of Displ a c ement ■ 1.9380E-02 ■ 1.9000E-02 ■ 1.8000E-02 fl 1.7000E-02 U 1.6000E-02 1.5000E-02 1.4000E-02 I 1.3000E-02 1.2000E-02 1.1000E-02 1.0000E-02 9.0000E-03 0000E-03 7.0000E-03 6.0000E-03 5.0000E-03 4.0000E-03 3.0000E-03 2.0000E-03 1.0000E-03 0.0000E00 Shel l Def o rmed Fa c t o r 1 Go lo rby Un if o rm ■ Un if o rm Shel l Displ a c ement Def o rmed Fa c t o r 120 I 8.4664E-04 8.0000E-04 7.5000E-04 7.0000E-04 6.5000E-04 6.0000E-04 5.5000E-04 I 5.0000E-04 4.5000E-04 4.0000E-04 3.5000E-04 3.0000E-04 1 2.5000E-04 I 2.0000E-04 1.5000E-04 1.0000E-04 5.0000E-05 1.4116E-05 su rf X 1,0,0 图10单个支护体部分变形 图8 次和二次支护后的位移变形图 Shel l Deed Factor 1 Colorby Uni ■ Uni Shel l Displ a c ement Deed Factor 120 1.0414E-03 1.0000E-03 9.0000E-04 8.0000E-04 1 7.0000E-04 6.0000E-04 5.0000E-04 4.0000E-04 3.0000E-04 2.0000E-04 1.0000E-04 3.0988E-06 surfX 1A0w 1 .Ee J TJ p 曲匸 o d d n e up. OW- j Q.OQO- ■D.M2 - ■0.004- .006- Q.OIQ- *0.012- *0.014- -0.0000 - 00002 --0.QOT6 --0.000 300 4M WO 600 M K St ep 图9支护与未支护下位移变形对比图 强度低，属深部软岩巷道，两帮收敛和顶板下沉严 重,故使用锚喷支护技术，实现应力和位移有效控 制，以防矿井灾害发生； 2对开挖围岩体进行锚喷支护，发现塑性区 范围减小幅度在20〜30,且最大应力值下降幅 度为10. 88,故可知锚喷支护对软岩巷道围岩具 有较好的支护作用,可为其它相似软岩巷道提供一 图11两个支护体部分变形图 定参考依据； 3 未支护情况下监测点最终位移变形量稳定 在1. 24 c m附近，锚喷支护后最终的最大位移变形 量为0. 74 mm,位移变形量仅为未支护的5. 9 ,能 够达到巷道开挖时围岩稳定性的要求； 4 第二次支护完后，第一个支护体的位移变 形最大值下降幅度为17. 2,说明第二段支护对第 一段支护有加固作用,但随着开挖长度及深度的加 大，其支护后的应力最大值和位移最大值也会有所 增加。 参考文献 蔡佳豪.2019基于FLAC30的岩石边坡分步开挖稳定性分析[J] 四川 建筑，393 123-124,127. 董方庭，宋宏伟.1994.巷道围岩松动圈支护理论[J].煤炭学报，19 11-12. 冯豫.1990.我国软岩巷道支护的研究[J].矿山压力与顶板管理, 2 42-44,67-72. 郭海江.2019.厚层泥岩直接顶巷道围岩控制技术数值模拟研究[J]. 2051 矿 产 勘 査2020 年 煤炭科技，40416-1826. 韩立军,贺永年.2005.破裂岩体注浆加锚特性模拟数值试验研究[J]. 中国矿业大学学报，344 -418-422. 郝权.2019.北峙峪煤业大断面巷道分步开挖及围岩控制技术研究 [J].煤,28610-12. 何满潮,郭志M.2005.柳海矿运输大巷返修工程深部软岩支护设计 研究[J].岩土工程学报，9977-980. 侯朝炯，勾攀峰.2000.巷道锚杆支护围岩强度强化机理研究[J].岩石 力学与工程学报，193342-345. 胡斌，姚文敏,余海兵，郑志勇,柯竹兰.2016.分步开挖卸荷作用下软 硬岩互层边坡的稳定性分析[J].科学技术与工程，1629 281 -286. 李红，侯军.2019.软岩巷道围岩加固技术研究[J ].能源技术与管理， 443 58-60. 刘德军,左建平,刘海雁.2020.我国煤矿巷道支护理论及技术的现状 与发展趋势[J].矿业科学学报，5122-33. 汤番，陆士良,赵海云.199巷道围岩变形破坏过程中锚固力的变化 规律[J].岩土工程学报，6.25-28. 王凯,郝兵元.2016.高应力全煤尾巷围岩变形破坏机理及控制技术 [J].煤矿安全,4710-81-84. 王文,朱维申，张敦福.2015.某地下洞室群分步开挖支护的非连续变 形分析[J].现代隧道技术，523182-188. 韦四江，孙闯.2013.深部回采巷道支护参数的正交数值模拟[J].河南 理工大学学报自然科学版，323 270-276. 徐燕，武建军.2009.深部巷道锚杆与衬砌支护的数值模拟研究[J].甘 肃科学学报，21477-80. 许向前，赵健，郑志阳.沿空留巷围岩变形机理及控制技术[J].矿业 工程研究，32220-24. 姚柏聪，崔莹妹.2019.沿空巷道围岩变形破坏机理及控制研究[J].山 西建筑，452188-89. 周国军.2019.基于Fla c 3D数值模拟的软弱岩体联合支护机理研究 [J].有色矿冶,3556-10. Simul a tion study of sta bil ity in the roa dw a y of step- by- step exc a va tion support ba sed on FLAC3D WANG Wei1, LI Xia o lo n g2, SONG Ya n q i 2, LI Xia n gsh a n g2, MA Ho n gf a2 1. Henan Longyu Energy Resource Coporation, Shangqiu 476600, Henan, China ； ； 2. School of Mechanics and Civil Engineering, China University of Mining and Technology Beijing , Beijing 100083, China Abst ra c tFor the sof t roc k roa dw a y in Chensil ou- 850m deep, in order to study the sta bil ity of the surrounding roc k during ex c a va tion a nd a f ter support, this pa per uses FLAC3D to simul a te the surrounding roc k of the roa dw a y ba sed on the surrounding roc k sup port theory of the roa dw a y. The w a y of protec tion improves the sta bil ity of the a nc hored roc k ma ss, a nd a na l yzes the c ha nges of stress a nd displ a c ement of the surrounding roc k bef ore a nd a f ter the bol t- shotc rete support. The study show s tha t the ra nge of pl a stic zone of surrounding roc k a f ter reduc tion is reduc ed by 20 to 30, a nd the ma ximum stress va l ue is reduc ed by 10.88 ； ； the def orma tion de f orma tion of surrounding roc k w ith support is onl y 5.9 of the def orma tion def orma tion of surrounding roc k w ithout support ； ； It is f ound tha t the sec ond support ha s a strengthening ef f ec t on the f irst support, a nd w ith the inc rea se of exc a va tion depth a nd l ength, the ma xi mum stress va l ue a nd displ a c ement va l ue of the support body ha ve inc rea sed. The resea rc h w ork c a n provide a ba sis f or the support w ork of simil a r deep sof t roc k roa dw a ys Key w o rd s deep sof t roc k roa dw a y, step - by - step exc a va tion, FLAC30 numeric a l simul a tion, displ a c ement monitoring, support body 2052