余吾煤业深部破碎围岩巷道布置与支护技术研究

张 蒙，葛帅帅，吴晓刚，曹 栩，薛凯宏

(运城职业技术学院，山西 运城 044000)



余吾煤业深部破碎围岩巷道布置与支护技术研究

张 蒙，葛帅帅，吴晓刚，曹 栩，薛凯宏

(运城职业技术学院，山西 运城 044000)

潞安集团余吾煤业S2206工作面瓦排巷受地质构造及采动影响断面收敛较大，已不能满足工作面生产需要。利用理论计算和FLAC3D数值模拟的方法，分析巷道掘进时期和工作面回采时期巷道围岩应力分布规律和围岩变形规律，确定瓦排巷沿空巷道段掘进位置和巷道支护方案并进行工业性试验，得出新瓦斯排放巷沿空掘巷围岩总体变形量较小，能够满足工作面生产需要，表明沿空巷道围岩控制效果良好，煤岩宽度与支护参数是合理的。

深部破碎围岩；瓦斯排放巷；围岩变形量；数值模拟；支护

1 试验巷道生产地质条件

潞安集团余吾煤业现阶段主采煤层为3#煤层，煤层埋深525 m，煤质较松软，直接顶和直接底均为砂质泥岩。余吾煤业生产矿井属高瓦斯矿井，S2205工作面进风巷继续作为S2206的瓦斯排放巷使用，但巷道上方存在断层构造，在上工作面回采工程中，巷道3#横贯与4#横贯之间围岩严重变形，不能满足下工作面瓦排巷断面使用要求。为了恢复瓦排巷通风功能，保证矿井正常生产，设计先充填S2206瓦排巷变形严重段，再在上工作面采空区侧进行掘巷，掘进平巷与原瓦排巷道连接，另一侧与4#横贯连通。S2206工作面瓦排巷沿空巷道布置图见图1.

图1 S2206工作面瓦排巷沿空巷道布置图

2 煤柱内沿空掘巷覆岩结构分析

2.1 上覆岩体稳定性分析

从上工作面综放回采至沿空巷道顶板稳定，上覆煤岩体结构经历过程如下：

1) 上区段工作面回采后，靠近巷道侧未放出的顶煤及巷道上方的顶煤受采动影响，破碎程度严重，再加上自重及支承压力作用，首先垮落。

2) 随着上区段工作面端头巷道处顶煤的垮落，直接顶岩层发生不同程度的垮落下沉，并因与其上部基本顶岩层变形速度不同而产生离层。由于上区段工作面中部和两端的煤层采出程度相差很大，因此直接顶垮落下沉的形式也不相同。工作面中部煤层采出程度较大，其上部直接顶垮落充分；工作面两端受垮落顶煤的影响，其上部直接顶破碎但整体发生回转下沉。

3) 由于直接顶垮落程度不同，其上部基本顶垮落形式也不相同，位于采空区中间位置的充分垮落下沉，在端头位置的基本顶则在煤体侧上方发生断裂并以断裂位置为支点回转下沉，基本顶多个块体相互铰接形成稳定的结构。

4) 基本顶垮落后，其上部的荷载岩层也随之产生下沉和离层，直至上部关键层位置。

在本工作面向前推进过程中，上覆岩层运动规律与上工作面回采时基本相同，基本顶下部煤岩体垮落程度不同，基本顶整体下沉或者回转弯曲下沉，回转位置的支点是断裂位置。当煤柱宽度较小时，基本顶竖向位移呈“Λ”形分布；煤柱宽度较大时，呈“M”形分布，这说明两侧采空的区段煤柱上方存在一个“尖顶形”或者“平顶形”结构，其岩层结构和应力分布特点见图2. 当基本顶为平顶型结构时，煤柱内垂直应力呈“马鞍形”分布，基本顶为尖顶型结构时，煤柱内垂直应力呈“单峰形”分布。

图2 基本顶断裂结构形态示意图

结合S2206工作面实际生产地质条件，其区段煤柱宽度为60 m，基本顶沿侧向断裂跨度计算可知为13 m，因此工作面回采后煤柱上方基本顶会形成平顶形结构，煤柱内垂直应力呈“马鞍形”分布。

2.2 基本顶结构的稳定性分析

随着上工作面采空区顶板的垮落，基本顶各破断块体相互铰接并发生整体下沉或回转下沉，形成稳定的基本顶结构称为三角块结构。受采空区侧向支承压力影响，采空区侧煤体中会出现应力集中现象，而应力的峰值一般在基本顶断裂位置，在这之前有一段应力降低的区域，合理的沿空巷道布置应该在应力降低区内进行沿空掘巷，因此可以认为基本顶三角块结构是窄煤柱沿空掘巷的上部边界。在基本顶三角块形成后，该结构还会受到沿空巷道掘进影响和本工作面回采的采动影响，在这些过程中三角块结构的力学环境会发生很大变化，它的稳定状态也会发生改变，并发生二次破断和下沉。三角块结构稳定状态的变化会改变沿空巷道围岩的受力状况，从而影响沿空巷道围岩的变形情况。

S2206工作面瓦排巷在S2205工作面回采稳定、上覆岩层结构形成后掘巷，巷道不经受岩层初次破断时的剧烈运动，但S2206工作面回采产生的超前支承压力的侧向支承压力对沿空巷道基本顶结构受力状况影响剧烈。而且在S2206工作面瓦排巷掘进的煤柱内煤体先后受工作面顺槽掘进和工作面回采影响，煤体内塑性破坏区域增大，裂隙较为发育，基本顶结构的运动状态对瓦排巷围岩变形影响很大。

3 窄煤柱合理宽度的力学计算

根据沿空掘巷窄煤柱留设原则，为提高煤炭资源的回采率，沿空掘巷护巷煤柱宽度应尽可能小一些；同时要保证巷道支护锚杆锚固在煤柱稳定区域内，否则会造成锚杆锚固力减小，巷道围岩变形严重。根据相关理论及试验研究，合理煤柱宽度的组成应包括3部分，见图3.

图3 合理煤柱宽度计算图

计算公式为：

B=x1+x2+x3

式中：

x1—上区段工作面采动产生的非弹性区宽度，m；

x2—巷道窄煤柱帮锚杆有效长度，m；

x3—考虑煤层厚度而增加的煤柱宽度，m.

根据极限平衡理论确定极限平衡区宽度，上区段工作面采动产生的非弹性区宽度x1计算公式为：

式中：

m—煤层采高，m，取3.2 m；

A—侧压系数，取0.39；

α—煤层倾角，(°)，取0；

φ0—煤层内摩擦角，(°)，取20；

C0—煤层界面的黏聚力，MPa，取4；

k—应力集中系数，取2.4；

γ—岩层平均容重，t/m3，取2.5；

H—巷道埋深，m，取400；

px—上区段支架对巷道煤帮的支护阻力，kN/m，取0.

根据余吾煤业S2206试验巷道地质条件，代入各参数，得：上区段非弹性区宽度x1=4.8 m.

x2为窄煤柱侧巷道帮部支护锚杆的长度，S2205工作面巷道帮部锚杆长度为2.4 m，因此暂取x2为2.4 m；x3为考虑增加煤柱稳定性附加的富余系数，其大小为0.1(x1+x2).因此，根据煤柱宽度计算公式得B=7.92 m.

4 瓦排巷沿空巷道段锚杆支护参数确定

针对余吾煤业公司S2206工作面煤柱内沿空掘瓦排巷的特殊地质条件，设计合理的锚杆支护方案。现提出几种可行性支护方案，见表1.

表1 锚杆支护参数比较方案表

确定S2206工作面瓦排巷留设8 m护巷煤柱的情况下，模拟各支护方案对巷道围岩变形的控制情况，分析确定合理的锚杆支护参数，模拟结果见图4～9.

图4 不同锚杆直径对巷道围岩变形影响的曲线示意图

图5 顶锚杆长度对巷道围岩变形影响的曲线示意图

图6 帮锚杆长度对巷道围岩变形影响的曲线示意图

图7 不同锚杆排距对巷道围岩变形影响的曲线示意图

图8 不同锚杆布置方式对巷道围岩变形影响的曲线示意图

图9 不同锚索布置对巷道围岩变形影响的曲线示意图

通过各支护方案围岩控制效果的对比分析，确定锚杆直径为22 mm，顶板锚杆长度为2 400 mm，帮锚杆长度为2 400 mm，帮锚杆间排距为700 mm×800 mm，顶板锚杆间排距为700 mm×800 mm，锚索间排距为1 000 mm×800 mm.

5 工程实践

根据以上研究成果，在余吾煤业S2205工作面煤壁侧8 m位置沿煤层顶板重新掘进S2206工作面瓦排巷破碎段，并掘进连通原瓦排巷的平巷。将支护参数应用到沿空巷道段围岩支护，其锚杆、锚索支护参数见图10，顶板先铺金属网，其规格为4 000 mm×880 mm，及10#铁丝网规格为40 mm×40 mm，再加钢筋网。锚杆支护采用高强让压锚杆进行支护，锚杆尺寸为d22 mm×2 400 mm，顶板每排打设6根锚杆。两帮先铺设金属网3 300 mm×880 mm，及10#铁丝网规格40 mm×40 mm. 帮部采用高强让压锚杆支护，锚杆尺寸为d22 mm×2 400 mm，帮部每排打设5根锚杆。锚杆锚固采用全长锚固方式，所用的树脂药卷为K2350和M2350各一支。

图10 沿空巷道段锚杆锚索布置图

通过现场观测巷道掘进期间顶底板相对移近量最终达到423 mm，两帮相对移近量达到346 mm；巷道回采期间顶底板相对移近量达到720 mm，两帮相对移近量达到526 mm，回采期间工作面前方10 m巷道控制效果见图11. 观测结果表明，沿空巷道围岩控制效果良好，煤柱宽度及支护参数方案是合理的。

图11 回采期间工作面前方10 m巷道控制效果图

6 结 论

1) 沿空巷道上方的覆岩结构形成以后，还会受到巷道掘进扰动影响以及本工作面回采过程中的强采动影响，该结构会发生进一步的破断以及旋转下沉，这是造成该类巷道围岩变形较大的主要原因之一。

2) 通过窄煤柱合理宽度的理论计算确定掘进瓦排巷位置，使巷道位于应力较低的环境中，有利于巷道维护。

3) 新瓦排巷沿空掘巷围岩总体变形量较小，能够满足工作面生产需求，表明沿空巷道围岩控制效果良好，煤柱宽度及支护参数是合理的。

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[6] 李学华.综放沿空掘巷围岩大小结构稳定性的研究[D].徐州：中国矿业大学，2000.

Research on Roadway Arrangement and Support Technology of Deep Broken Surrounding Rock in Yuwu Coal Mine

ZHANG Meng, GE Shuaishuai, WU Xiaogang, CAO Xu, XUE Kaihong

Due to contraction caused by the influence of the geological structure and the mining activity, the roadway for ventilation in the No.S2206 working face of Yuwu Coal coal mine in Lu'an Group can not meet the production needs. Based on the theoretical calculation and FLAC3D numerical simulation, the stress distribution rule of the surrounding rock and the deformation rule of the surrounding rock are analyzed, and the excavation position and roadway support scheme along the roadway are analyzed, and the industrial test conducted. The results show that the control effect of the surrounding rock is good, and the coal and rock width and support parameters are reasonable.

Deep broken rock; Gas discharge roadway; Surrounding rock deformation; Numerical simulation; Support

2017-01-03

山西省教育科学“十二五”规划课题《高校采矿工程专业毕业设计差异化培养体系建设及其辅助软件研发》(GH-15116)；运城职业技术学院2016年院级科学研究项目《煤矿井下受限空间无线信号传输特性研究》(KY2016-22)

张 蒙(1989—)，男，山东济宁人，2014年毕业于中国矿业大学，硕士研究生，助教，主要从事巷道围岩控制技术的研究

(E-mail)mzhang_cumt@163.com

TD353

B

1672-0652(2017)03-0020-05