2 m极近距离煤层巷道支护技术研究

孟　君

(西山煤电集团公司，　山西　太原　030053)

·试验研究·

2 m极近距离煤层巷道支护技术研究

孟君

(西山煤电集团公司，山西太原030053)

摘要极近距离煤层开采是我国现阶段煤矿开采所面临的主要问题之一，由于煤层间距近，开采时相互影响大，支护困难。本文针对杜儿坪矿9号煤首采工作面轨道巷支护问题进行研究，在对9号煤层钻孔取芯测定岩层物理力学参数后进行支护设计，通过FLAC3D模拟技术对初步支护方案进行分析，得出在特殊地段采用架棚+锚网索联合支护技术能够有效控制围岩稳定性，可为矿井生产中类似巷道支护提供经验。

关键词极近距离煤层；围岩稳定性；数值模拟；联合支护

西山煤电集团公司杜儿坪矿8号、9号煤层平均层间距为2 m，开采过程中相互影响较大，属于极近距离煤层。极近距离煤层在开采过程中，由于两煤层间距较小，上部煤层在开采过程中会影响到下部煤层岩层应力分布规律，在煤柱下方会形成应力升高区；上部煤层开采导致其底板，即下部煤层的顶板出现极其破碎现象，该破碎岩层不易控制管理，严重影响下部煤层的巷道围岩稳定性，成为制约矿井安全高效生产的主要原因。我国极近距离煤层开采还处于初级阶段，相对于其它开采技术，该技术还不成熟，对于下部煤层开采巷道布置及支护存在着许多亟待解决的难题。

1工程条件分析

1.1　工程地质条件

杜儿坪矿69301工作面整体呈向斜构造，向斜轴部位于工作面后部切眼附近，轴向东北-西南向，两翼倾角2°～6°.根据上部68301工作面及相邻巷道构造实际揭露情况，预计69301轨道巷开口前365 m、405 m、903 m、976 m附近将依次揭露4条H=1.8 m∠65°、H=1.2 m∠75°、H=0.7 m∠75°、H=0.6 m∠65°的正断层；另外根据北三十五尺盘区及相邻工作面实际揭露情况，预计69301工作面掘进过程中还会遇到3～5条落差0.5～3.0 m的断层。掘进过程中有可能揭露2～5个隐伏陷落柱。

1.2　煤层及顶底板情况

该矿9号煤厚度变化为2.8～4.6 m，平均厚度3.1 m，较其它煤层具有厚度稳定、结构简单的特点，但根据杜儿坪矿相关地质资料发现，69301轨道巷盖山厚度变化为367～546 m，平均厚度为487 m，其上部为68301采空区，且已经探明在该采空区内存在积水现象，采空区积水面积为31 354 m2，体积25 083 m3，最低积水标高1 011 m，最高积水标高1 016 m，这就使69301轨道巷支护将面临在采空区积水下支护的问题。

1.3　工程概况

69301工作面轨道巷设计采用棚架支护和锚网索联合支护的方式(巷道平面图见图1)，轨道巷计划施工1 185 m，其中AC段639 m，BD段155 m，CD段89 m，DE段282 m，并根据巷道使用需求及顶板岩层情况，将巷道断面设计为矩形断面和梯形断面两种，净断面面积均为13.44 m2(断面尺寸及形状见表1).

2支护参数初步设计

2.1　围岩稳定性

巷道围岩稳定性分类见表2，69301轨道巷道埋深在350 m以上，老顶为石灰岩顶板，属于较为稳定的石灰岩顶板，所以，将其归类为VI类不稳定围岩。

图1　69301轨道巷平面图

巷道名称形状净宽/m净高/m净断面/m269301轨道巷矩形4.23.213.44梯形上宽3.7下宽4.73.213.44

表2　巷道围岩稳定性分类表

2.2　支护的初步设计

矩形断面采用锚网索支护，顶部锚采用d22 mm×2 000 mm的螺纹钢锚杆，间排距850 mm×900 mm，两帮帮锚采用d22 mm×2 000 mm的螺纹钢锚杆，按照距顶300 mm，间排距800 mm×900 mm，锚索采用d21.6 mm×(5 300～8 000)mm锚索，五花布置，单排纵间距900 mm.梯形巷道断面采用架设工字钢棚+锚网索支护的方式，棚梁长4.0 m(净口3.7 m)，棚腿长3.5 m.棚距900 mm，锚网索支护参数与矩形断面支护参数相同(巷道支护见图2).3数值模拟分析

图2　69301轨道巷支护断面示意图

3.1　各岩层物理力学性质

根据煤层及顶底板情况及各岩层物理力学参数进行数值模拟，各岩层物理力学参数进行弱化修正后见表3.

3.2　模拟方案

FLAC3D数值模拟中采用的岩层厚度及岩性为均值，考虑到模拟工作量及实际实用问题，在数值模拟过程中只研究矩形断面的支护效果。将模型按柱状图由下至上建立模型，模型尺寸为50 m×20 m×30 m，模型两边及底部施加位移、速度约束条件，在模型顶部施加外力用以模拟未模拟岩层所产生的应力，外应力变化范围7～10 MPa，用以模拟69301轨道巷在不同埋深下所受到的垂直应力，模型内部在X方向上施加内部应力，其值取1.5倍垂直应力，在Y轴方向上同样施加内应力用以还原围岩真实受力过程，其值取1.25倍垂直应力。模型边界和载荷约束示意图见图3.

表3　岩层及其物理力学性质表

图3　模型边界和载荷约束示意图

3.3　模拟过程

模型建立好后，对模型进行初始平衡，将最大不平衡力设定为1e-5，用以提高初始平衡速度。模型平衡后对模型内部X、Y、Z方向上进行位移清零，随后进行开挖，开挖巷道后立即采取相应的支护措施，计算至模型平衡，在整个实验模拟过程中对巷道周围进行应力和位移监测。

4数值模拟结果分析

4.1　围岩弹塑性区分析

63901轨道巷在相同支护条件下不同埋深时巷道的弹塑性区变化情况见图4，从图4可以看出，埋深为300 m时，顶板及两帮底角均出现剪切破坏，两帮腰线位置最大破坏深度在1 m左右，破坏形式表现为对称变形破坏；当埋深为350 m时，顶板岩层依然保持稳定状态，未出现剪切破坏，两帮及其底角开始出现破坏，底角处最大破坏深度为0.75 m左右；当埋深为400 m时，顶板及两帮上顶角处保持稳定，未出现明显破坏现象，其余位置均出现破坏现象，两帮腰线位置破坏深度达到3 m左右，伴随有拉伸破坏，说明此时，两帮围岩已进入松动状态，其承载能力大大降低；当埋深为450 m时，顶板出现破坏，破坏深度在1.2 m左右，其余位置破坏深度明显增大，最大破坏深度达4 m.从整体分析得知，63901轨道巷在该支护方式下围岩能够维持稳定结构。

图4　不同埋深下63901轨道巷弹塑性分布图

4.2　围岩应力分布特征

63901轨道巷在相同支护条件下不同埋深时围岩垂直应力分布云图和分布曲线见图5，图6.从图5，图6可以得出，巷道在开挖初期，巷道周边围岩应力得到短暂释放，初期出现应力降低现象，待围岩应力经过二次分布后，巷道两帮垂直应力出现增高现象，形成应力升高区，变现处应力集中现象，顶板相对于两帮应力集中现象表现不明显，巷道顶部出现应力降低区，该处围岩应力仅为原岩应力的30%～50%.两帮破坏深度及破坏形式表现出对称型，最大应力为原岩应力的1.65倍。

图5　不同埋深下63901轨道巷垂直应力云图

图6　不同埋深下轨道巷两帮垂直位移分布曲线图

图7　不同埋深下63901轨道巷水平应力云图

63901轨道巷在相同支护条件下不同埋深的水平应力分布云图见7，在巷道两帮处首先出现应力降低区，其范围为距巷道表面1～1.7 m，顶板上方受到水平应力挤压作用表现出拱形应力分布状，应力向深部转移，底板两角处变形量要大于顶角处，为防止底鼓应该采用加大锚杆的措施，从而控制围岩变形量。

5特殊地段支护参数

由于63901轨道巷位于8号煤采空区或煤柱下方，在巷道掘进过程中会遇到在实体煤下、采空区下以及巷道交叉的情况，为保证巷道围岩结构稳定，根据实体煤下模拟的效果对特殊地段进行参数设计，其具体支护方式如下：

1) 巷道交叉及进出采空区。

采用架棚+锚网索支护方式，顶板铺设d4 mm×1 100 mm×2 500 mm钢筋网，锚杆采用MSGLW335/22×2 000螺纹钢锚杆，排距900 mm，锚索采用d21.6 mm×8 000 mm钢绞线，五花布置，间排距2 800 mm×900 mm.两帮铺设2 400 mm×2 000 mm菱形金属网、2 400 mm×800 mm菱形金属网，锚杆采用MSGLW335/22×2 000螺纹钢锚杆，间排距800 mm×900 mm支护。棚梁长4.0 m(净口3.7 m)，棚腿长3.5 m，棚距900 mm.

2) 采空区下。

采用架棚+锚网索支护方式，顶板铺设d6 mm×1 100 mm×2 500 mm钢筋网，其它支护参数均与巷道交叉及进出采空区相同。

6结论

本文以杜儿坪矿69301轨道巷道为工程背景，对其巷道围岩稳定性进行理论分类，通过理论计算及FLAC3D数值模拟技术对巷道支护参数进行设计及优化。研究结果表明：杜儿坪矿69301轨道巷道为VI类不稳定围岩；巷道围岩破坏形式主要是剪切破坏为主，巷道直接顶受8号煤回采影响，岩体破碎较严重；老顶为K3石灰岩较为稳定，所以在巷道支护参数设计过程中应该尽可能提高锚杆(索)的预紧力，在特殊地段可采取架棚+锚网索的支护方式进行支护，在现场中应该加大对树脂锚固剂性能及锚杆锚固力的抽查，确保锚杆索受力状态能达到设计要求。

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Research on Supporting Technology of 2 m Very Close Distance Coal Seam Roadway

MENG Jun

AbstractVery close distance coal seam mining is one of the main problems faced in our country at the present stage, due to the coal layer spacing is close, when mining interact each other greatly, and support is difficult. In this paper the support problems of the first mining working face track roadway in No.9 coal of Du’erping coal mine is researched. After drilling hole coring determining physical and mechanical parameters of No.9 coal seam carry out supporting design. By FLAC3D simulation technology for preliminary support schemes are analyzed. Obtains that in special sections using frame shed and bolt mesh cable combined support technology can effectively control the stability of surrounding rock, can provide the experience of similar roadway support in mine production.

Key wordsVery close distance coal seam; Stability of surrounding rock; Numerical simulation; Combined support

中图分类号：TD353

文献标识码：B

文章编号：1672-0652(2015)12-0011-05

作者简介：孟君(1973—)，男，内蒙古商都人，1995年毕业于山西矿业学院，高级工程师，主要从事现代采矿技术理论研究工作(E-mail)81923720@qq.com

收稿日期：2015-10-28