大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究

徐祝贺，李永明，杨玉亮

(山西大同大学 煤炭工程学院，山西 大同 037003)



大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究

徐祝贺，李永明，杨玉亮

(山西大同大学 煤炭工程学院，山西 大同 037003)

分析了大断面厚顶煤巷道围岩难支护的原因为围岩破坏不确定性强、围岩变形破坏严重。通过理论分析、数值模拟研究了煤巷的破坏特征，提出采用具有“柔性”的锚杆和具有“刚性”的锚索联合支护技术，并运用数值模拟对支护方案的主要参数进行了研究。结合生产地质条件确定了煤巷的支护方案，现场实践表明该支护技术能有效控制大断面煤巷变形，支护效果较好。

大断面；厚顶煤；数值模拟；支护参数

Surrounding Rock Control Technology of Roadway with Large Section and Thickness Roof Coal

近年来随着煤炭开采技术的发展，越来越多的巷道布置在煤层中，而且巷道的断面越来越大。大断面煤巷的支护是许多专家学者研究的重点和难点[1-4]。一方面巷道断面的增大势必会降低巷道围岩的稳定性，另一方面巷道顶部是一定厚度的煤体，煤是非均质层状岩体，其特点是松软、破碎、强度低，易因变形不协调而发生离层或失稳。所以控制大断面煤巷围岩稳定应选择适当的支护方式和合理的支护参数，支护不当可能导致顶板下沉量大、鼓帮、片帮及锚杆索拉断失效，甚至发生局部冒顶现象。多年的煤矿生产实践表明，锚杆、锚索支护是实现煤矿高产高效的关键技术之一。

以山西某矿5201综放面主运巷为研究对象，分析了大断面厚顶煤巷道的支护难点，研究了巷道围岩的破坏特征。在此基础上对主要的支护参数进行了模拟研究，结合具体生产地质条件确定了支护方案，并在现场进行了成功应用。

1　工程背景

该工作面南部约70m是采空区，中间是隔离煤柱，北部是实体煤；煤层埋深约230m，5号煤为所采煤层，煤层平均厚度8.5m，倾角2～5°，煤层中赋存有夹矸层和泥岩层，底板主要是砂质泥岩，基本顶主要是比较稳定的中粗砂岩。主运巷断面形状是矩形，宽5.5m，高3.5m。

2　大断面厚顶煤巷道围岩支护难点

(1)巷道围岩破坏不确定性强特厚煤层大断面煤巷两帮和顶板均为煤体，其沉积形成过程决定了煤的层状特点明显且存在较多的裂隙，导致煤层自身强度较低。巷道发生突发性冒顶或片帮的可能性很大，在发生地点、发生时间、破坏形式、破坏范围及破坏程度等方面存在不确定性。

(2)围岩变形破坏严重巷道顶板易发生较大的离层，导致顶板下沉严重，直观表现是顶板支护体被压变形或折断；巷道的两帮往往表现为局部或是大范围的鼓帮、片帮。

3　大断面厚顶煤巷道围岩破坏特征

3.1理论研究

根据秦巴列维奇理论建立巷道围岩破坏的计算模型[5-6]，如图1所示。

图1　主运巷围岩破坏范围理论计算模型

巷道两帮煤体受压破坏深度b为：

b=Htanθ

θ=π/4-φ/2

式中，H为巷道高度，3.5m；θ为塌落角； φ为煤的内摩擦角，32°。

巷道顶板破坏可能冒落高度h为：

h=10(a+b)/RC

式中，a为巷道宽度的一半，a=5.5/2=2.75m； RC为巷道顶煤的抗压强度，8.9MPa。

则当b=1.94m时，h=5.27 m。即巷道两帮煤体破坏深度为1.94m，巷道顶板可能冒落高度为5.27 m。

3.2数值模拟研究

模拟模型的边界如下：在x方向上，左侧边界距巷道中心线25m，右侧边界距巷道中心线25m，y方向取30m；模型高度31.5m，模型上边界施加均布载荷q,其值为5.8MPa。模拟主运巷宽度为5.5m，巷道高度为3.5m，断面积19.25m2。模型尺寸为50m×30m×31.5m，巷道围岩本构关系采用摩尔-库仑模型，岩层力学参数见表1所示，ρ为密度；σt为抗拉强度；K为体积模量；G为切变模量；C为黏聚力；φ为内摩擦角。计算模型见图2。

表1　岩层力学参数

图2　计算模型

数值模拟研究无支护条件下煤巷的破坏情况，如图3所示。

图3　大断面厚顶煤煤巷围岩塑性区分布情况

从图3可知，巷道顶板的塑性破坏呈拱形分布，浅部出现拉破坏，最大破坏高度5.5m，与理论计算得出的可能冒落高度5.27m比较吻合；两帮出现鼓帮，最大塑性破坏深度3.5m。文献[7]认为不能将数值计算得到的围岩塑性区都看作是松动破坏区，松动破坏区只是塑性区的一部分，但由于大断面厚顶煤巷道的难支护性，而且还要受本工作面回采的动压影响，因此在特厚煤层大断面巷道支护设计中巷道顶板和两帮的控制都要重视，确保巷道围岩稳定。

4　大断面厚顶煤巷道围岩控制对策

许多专家学者对锚杆、锚索支护做了大量的研究[8-11]，文献[7]和文献[12]认为巷道开挖以后安装预应力锚杆，能将锚固范围内的煤岩体加固成一个具有一定承载能力的“支护体”。由于锚杆杆体有较大的延伸率，允许围岩发生较大的变形，使围岩中的变形能得到一定程度的释放。但在煤层中若发生离层，其范围往往超过锚杆的支护范围。为防止顶板发生进一步的垮冒事故，常常使用高强度高预应力的单体锚索和锚杆联合支护顶板。即在“支护体”的自稳达到极限之前，且围岩“残余”变形量小于锚索极限延伸量时安装锚索，可以避免出现锚索被拉断的现象，从而保持围岩稳定。也就是说在开挖支护初期，以锚杆的柔性支护为主，后期以锚索的刚性加固为主，即锚杆和锚索在支护围岩稳定的过程中是互补的、协同的。根据大断面厚顶煤巷道的支护难点及破坏特征，将采用锚杆、锚索联合支护技术来控制主运巷围岩稳定。

5　大断面厚顶煤巷道围岩支护研究

巷道采用锚杆、锚索联合支护，运用FLAC3D主要对单体锚索长度、排距，顶锚杆数，回采帮锚杆间距进行模拟，方案见表2。文中只介绍单体锚索长度和单体锚索排距的模拟结果分析。

表2　组合支护参数模拟方案

5.1单体锚索长度与巷道围岩变形的关系

锚索长度影响顶端锚固点的位置和锚固点的稳定性，关系到能否将锚杆支护的浅部 “梁结构”悬吊在上部稳定的岩层中，故锚索长度是支护方案设计时需要考虑的重要参数。

从图4和图5中可知，顶板下沉量和两帮移近量均随工作面回采而增大，原因是随着工作面的临近受工作面前方支承压力的影响越来越大。锚索长度从5m增大到8m时，巷道围岩的变形量均减小。当锚索长度为5m和6m时，顶板下沉分别为512mm和350mm，两帮移近量分别为347mm和256mm；当锚索长度增加到7m时，顶板下沉迅速减小到163mm，两帮移近量减小到171mm；当锚索长度继续增大到8m，顶板下沉量和两帮移近量分别减小到135mm和150mm，相对锚索长度7m时围岩的变形量减小幅度不大。所以从围岩控制效果、施工速度以及成本投入等方面综合考虑确定锚索长度7m为最佳。

图4　单体锚索长度对巷道顶板下沉的影响

图5　单体锚索长度对巷道两帮变形的影响

5.2单体锚索排距与巷道围岩变形的关系

锚索排距大小影响顶板岩层在巷道轴向的稳定性，故要选择合适的锚索排距。

从图6和图7中可看出，顶板下沉量和两帮移近量均随工作面的推进而增大，主要是因为工作面临近前方支承压力对围岩变形产生的影响；锚索排距从4m减小到2.5m时，巷道围岩的变形量均减小；当锚索排距为4m和3.5m时，顶板下沉分别为438mm和323mm，两帮移近量分别为326mm和251mm；当锚索排距减小到3m时，顶板下沉迅速减小到163mm，两帮移近量减小到171mm；当锚索排距继续减小到2.5m，顶板下沉量和两帮移近量分别减小到121 mm和148 mm，相对锚索排距3m时围岩的变形量减小幅度不大，所以综合考虑确定锚索排距在巷道轴向为3m时最合适。

图6　单体锚索排距对巷道顶板下沉的影响

图7　单体锚索排距对巷道两帮变形的影响

综合理论分析、模拟结果、工程类比及现场施工等方面确定了支护方案的相关参数。

6　工程实践

6.1支护方案

主运巷支护方案见图8。

1—单体锚索；2—螺纹钢锚杆；3—玻璃钢锚杆图8　主运巷支护方案

(1)顶板锚杆参数：左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆φ18mm，L=2000mm，每排7根，顶锚杆间、排距800mm×1000mm；两帮锚杆参数：实体煤帮侧采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆φ18mm，L=2000mm，每排3根；回采侧采用玻璃钢锚杆3根φ18mm，L=1800mm，锚杆间、排距均为1000mm×1000mm。

(2)巷道顶部和两帮铺设网片加强支护，金属网采用8号铁丝编织，规格为50mm×50mm，搭接200mm；10号铁丝双股连接，间距不大于200mm。回采侧铺设塑料网，搭接200mm，顶、帮网用铁丝连接牢固。

(3)顶部平行布置2组预应力锚索，φ15.24mm，L=7300mm，锚索间距、排距为2.4m×3m，锚索必须锚固在顶部坚硬岩石中1m以上，当煤层变厚及时加长锚索。

6.2支护效果

将支护方案在现场应用并进行观测，观测结果见图9，巷道围岩变形在巷道刚开挖初期变形较剧烈，然后慢慢变缓，主运巷12d左右实现自稳，顶底板最大相对移近速度9.2mm/d，两帮最大相对移近速度7.7mm/d，巷道顶底板相对移近量最大112mm，两帮相对移近量最大87mm。结果表明该方案能较好控制巷道围岩稳定。

图9　矿压观测结果

7　结　论

(1)大断面厚顶煤巷道围岩难支护的原因为围岩破坏不确定性强、围岩变形破坏严重。

(2)通过理论分析和数值模拟对煤巷的破坏特征进行了研究，结果表明在无支护情况下顶板破坏呈拱形分布，综合考虑两种研究结果顶板破坏深

度超过5m；两帮的破坏深度超过2m。

(3)综合理论分析、模拟结果、工程类比及现场施工等方面确定支护方案，并进行现场实践，巷道顶底板相对移近量最大112mm，两帮相对移近量最大87mm，方案能较好控制巷道围岩稳定。

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[责任编辑：王兴库]

2016-02-25

徐祝贺(1986-)，男，河南滑县人，硕士，助教，主要从事采矿专业教学和矿山压力控制方面的研究工作。

TD353

B

1006-6225(2016)05-0052-04

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.05.015

[引用格式]徐祝贺，李永明，杨玉亮.大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究[J].煤矿开采，2016，21(5)：52-55.