复杂顶板条件下巷道合理支护参数研究

张成文 吕 坤 贺瑞彬 田向阳 武飞岐（中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083）



复杂顶板条件下巷道合理支护参数研究

张成文 吕 坤 贺瑞彬 田向阳 武飞岐
（中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083）

摘要葛泉矿1192工作面巷道顶板包含8＃和9＃两层煤及夹矸,顶板条件复杂多变,巷道支护参数的设计和稳定性存在难题。通过FLAC3D数值模拟软件分析了薄顶煤型和厚顶煤型两类顶板结构巷道围岩塑性区分布特征,当顶板由薄顶煤型变为厚顶煤型时,顶板围岩破坏深度随之增大,两帮和底板的破坏深度不变,顶板破坏深度最大值2.5 m,帮破坏深度最大值2 m。结合塑性区特征和悬吊理论提出合理支护参数,结果表明煤帮松动圈范围0.6～0.7 m,顶板和两帮位移量60～80 mm,巷道变形量小,基本能够维持稳定。

关键词复杂顶板 数值模拟 围岩塑性区 支护参数

1　工程背景

葛泉煤矿1192工作面位于西翼运输大巷上方,走向长度75 m,倾斜长约410 m,工作面沿倾向推进。主采9＃煤层,埋深170～260 m,煤层厚度4～6 m,煤层倾角8°～17°。1192工作面上覆8＃煤层和9＃煤层,回采巷道顶板包含8＃和9＃两煤层及夹矸,总厚度在5～12 m之间,为复合顶板,顶板条件复杂多变。1192工作面拟采用综采放顶煤技术开采,回采巷道沿9＃煤层底板掘进。回采巷道两侧为未受采动的实体煤,巷道断面设计为矩形断面,断面尺寸为3.5 m×2.6 m（宽×高）。

2　地质力学评估

（1）地应力估算。根据1192工作面附近钻孔可知,9＃煤层的埋深在170～260 m之间,岩石平均容重2500 kg/m3,巷道的垂直应力可估算为4.25～6.5 MPa,本文选择垂直应力6.5 MPa进行计算。

（2）煤岩层结构及力学参数。由于煤层赋存条件复杂以及夹矸赋存不稳定,回采巷道的顶板结构有所变化。根据煤层顶底板综合柱状图和大巷资料揭露,该区域分成2类岩层结构。

薄顶煤型即9＃煤层薄,煤厚4.5 m,煤层上方依次为1.0 m粉砂岩夹矸、1.5 m厚8＃煤层及12 m大青灰岩,煤层下方依次为6 m铝土质粉砂岩和10 m中细砂岩。

厚顶煤型即9＃煤层厚,煤厚6 m,煤层上方依次为6 m粉砂岩夹矸、1.5 m厚8＃煤层及12 m大青灰岩,煤层下方依次为6 m铝土质粉砂岩和10 m中细砂岩。

根据建井地质报告和矿方提供的岩石力学试验资料,进行整理归纳,巷道顶底板物理力学参数见表1。

表1　巷道顶底板物理力学参数

3　巷道围岩塑性区分析

以1192工作面运输巷为工程背景建立FLAC3D模型,模型尺寸取50 m×35 m×2 m（长×高×宽）。模型左右边界约束x方向的位移,前后边界约束y方向的位移,下边界约束z方向的位移,上边界施加6.5 MPa的固定载荷即上覆岩层重量,侧压系数取1.2。数值计算采用莫尔－库仑（Mohr-Coulomb）屈服准则。

巷道围岩塑性区分布规律会因围岩结构的改变而发生改变,由于煤层赋存条件复杂以及夹矸赋存不稳定,1192运输巷顶板结构复杂多变,归纳成薄顶煤型和厚顶煤型两类顶板结构,利用FLAC3D模拟软件分别计算两类顶板结构下运输巷围岩塑性区的分布特征,见图1。

从图1（a）可知,当顶板为薄顶煤型时,巷道顶板塑性区呈矩形分布,塑性区高度为2 m,两帮塑性区呈矩形分布,塑性区深度为1.5 m,底板塑性区呈拱形分布,塑性区深度1 m。

从图1（b）可知,当顶板为厚顶煤型时,巷道顶板塑性区类似矩形分布,塑性区高度为2.5 m,与薄顶煤型相比,两帮与底板塑性区分布规律不变。

巷道围岩结构发生变化时,围岩塑性区的分布规律会随之发生变化,当煤层厚度变大时,顶板围岩破坏深度随之增大,两帮与底板围岩破坏深度不变,顶板破坏深度最大值2.5 m,帮破坏深度最大值1.5 m。

图1　运输巷围岩塑性区分布图

4　支护参数研究

根据巷道围岩破坏规律,按照最大塑性区范围进行支护设计,采用锚杆－锚索联合支护技术。结合塑性区范围,根据悬吊理论计算锚杆锚索支护参数。

顶板支护参数。顶锚杆采用ø22 mm× 2400 mm的螺纹钢锚杆,每排5根,排距700 mm,配合ø14 mm钢筋焊接而成的梯子梁钢带,同时采用ø15.24 mm×7000 mm预应力钢绞线锚索,每排2根,排距1400 mm,配合12＃槽钢钢带,托板为150 mm×200 mm×20 mm的钢板,顶网使用ø6.5 mm钢筋焊接而成的金属网片。

帮支护参数。两帮锚杆采用ø16 mm× 2000 mm的圆钢锚杆,每排4根,排距700 mm,托板为铁板,帮网与顶网相同。

基于厚顶煤型的FLAC3D模型,巷道开挖后,锚杆锚索支护后进行运算,得到1192运输巷塑性区及垂直位移云图,见图2。

图2　支护后巷道塑性区及垂直位移云图

由图2（a）分析可知,巷道支护后,围岩塑性区变化不大,顶板锚杆能够防止浅部离层及将浅部岩层组合成整体,顶锚索起悬吊作用,将2.5 m塑性区范围的围岩悬吊到稳固岩层中;帮锚杆锚固在塑性区外部的稳定煤层中,能够起到较好的支护作用。由图2（b）分析可知,在距离顶板0～1 m范围内,巷道顶板最大位移为12 mm,顶板上方1 ～1.5 m内位移10～12 mm,顶板上方1.5～2 m位移8～10 mm,顶板位移量较小。

5　工业性试验

现场监测是检查支护效果、判断煤巷稳定性和保证安全生产的手段,是支护设计方法的重要组成部分。因此,在1192运输巷进行了煤帮松动圈测试和表面位移监测,检验巷道支护参数是否安全可靠。

5.1松动圈测试

根据矿方施工条件,在1192运输巷30 m处（薄顶煤型）和60 m处（厚顶煤型）各布置1个松动圈测站,分别为测站1、测站2,每个测站包括左帮和右帮2个测试孔,钻孔方向垂直于煤帮,钻孔直径42 mm,孔深4 m。测站布置如图3所示, 图4为1192运输巷煤帮两测站的声波测试结果。

由图4（a）分析可知,左右帮煤体内波速随孔深增加而逐渐增大,在距孔口0.6 m范围内波速较小,大于0.6 m的区域波速较大,表明距离孔口大于0.6 m的区域煤体较完整,没有受到扰动,而小于0.6 m的区域岩体已破坏,确定左右帮的松动范围为0.6 m。

图3　测站布置示意图

图4　两帮声波测试图

由图4（b）分析可知,左右帮煤体内波速随孔深增加而逐渐增大,在距孔口0.7 m范围内波速较小,大于0.7 m的区域波速较大,表明距离孔口大于0.7 m的区域煤体较完整,没有受到扰动,而小于0.7 m的区域岩体已破坏,确定左右帮的松动范围为0.7 m。

5.2表面位移观测

在距1192运输巷开口30 m和60 m处各布置1个表面位移观测站,与松动圈测站位置相同,见图3,采用十字布点法,测量两帮移近量和顶板下沉量,分析巷道的变形规律,见图5。测站1处两帮移近量为65 mm,顶板移近量为75 mm。测站2处的两帮移近量为66 mm,顶板移近量为73 mm。

图5　1192运输巷表面位移观测结果

通过松动圈测试和表面位移观测可得,煤帮松动圈的范围为0.6～0.7 m,破坏深度小,顶板和两帮位移量为60～80 mm,巷道变形量小,研究提出的锚杆锚索支护参数较为合理,巷道基本能够维持稳定。通过比较测站1与测站2的数据可得,厚顶煤型的巷道围岩破坏范围稍大于薄顶煤型的破坏范围,与数值模拟结果一致。

6　结论

（1）揭示了葛泉矿复杂顶板条件下巷道围岩的破坏规律,通过FLAC3D模拟研究巷道开挖后围岩塑性分布特征,围岩结构发生变化时,围岩塑性区的分布规律会随之发生变化,当煤层厚度变大时,顶板围岩破坏深度随之增大,两帮与底板围岩破坏深度不变,顶板破坏深度最大值2.5 m,帮破坏深度最大值1.5 m。

（2）通过分析围岩破坏特征,结合悬吊理论,提出了合理的锚杆锚索支护参数,现场工业性试验结果表明,煤帮松动圈的范围为0.6～0.7 m,顶板和两帮位移量为60～80 mm,巷道变形量小,研究提出的锚杆锚索支护参数较为合理,基本能够维持巷道稳定。同时,试验结果也表明厚顶煤型的巷道围岩破坏范围稍大于薄顶煤型的破坏范围,印证了数值模拟的结果。

参考文献:

［1］陈登红,华心祝,李英明.复杂条件下回采巷道围岩控制综合技术［J］.煤炭科学技术,2010（12）

［2］周楠,张强,安百富,聂守江.近距离煤层采空区下工作面矿压显现规律研究［J］.中国煤炭,2011（2）

［3］曾佑富,伍永平,来兴平等.复杂条件下大断面巷道顶板冒落失稳分析［J］.采矿与安全工程学报, 2009（4）

［4］牛多龙,华心祝,陈登红.深部复杂顶板条件下回采巷道锚网索支护技术［J］.中国煤炭,2013（8）

［5］张农,李桂臣,阚甲广.煤巷顶板软弱夹层层位对锚杆支护结构稳定性影响［J］.岩土力学,2011（9）

［6］康红普,王金华,林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析［J］.岩石力学与工程学报,2010（4）

（责任编辑张毅玲）

Research on reasonable supporting parameters of roadway with complex roof

Zhang Chengwen,Lv Kun,He Ruibin,Tian Xiangyang,Wu Feiqi
（School of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology, Beijing,Haidian,Beijing 100083,China）

AbstractThe roadway roof of No.1192 working face of Gequan Coal Mine was constituted by No.8 and No.9 coal seam and partings,which had complex structure and had difficulties in design of stable supporting parameters. The distribution characteristics of plastic zone in surrounding rocks of roadway with thin top-coal or thick top-coal were analyzed by utilizing the numerical simulation software FLAC3D,which indicated that the roof damage depth was growing while the damage depth of two sides and floor were unchanged when the top-coal of roof changed from thin to thick.The maximum damage depth of roof was 2.5 m and the two sides was 2 m. The reasonable supporting parameters of roadway were determined by analyzing plastic zone characteristics and suspensory theory,the results showed that the broken rock zone ranged from 0.6 m to 0.7 m to the coal wall,and the displacements of roof and two sides ranged from 60 mm to 80 mm,the roadway deformation was not large and the supporting parameters could maintain the stability of roadway.

Key wordscomplex roof,numerical simulation,plastic zone in surrounding rocks,supporting parameters针对葛泉矿不同顶板赋存特征,通过FLAC3D模拟不同顶板条件下巷道围岩塑性破坏规律,选择塑性区最坏情况进行分析,结合悬吊理论,提出合理的锚杆锚索支护参数,最后进行工业性试验,并进行了矿压数据监测。

中图分类号TD353

文献标识码A

作者简介:张成文（1961－）,男,博士研究生,正高级工程师,主要从事矿山压力与巷道围岩控制技术方面的研究。