庞庞塔矿厚煤层大断面回采巷道围岩控制分析

薛向泽

(霍州煤电集团吕临能化有限公司 庞庞塔矿，山西 临县 033200)

随着大型、特大型高产高效矿井的建设与发展，中厚及厚煤层的开发已广泛使用一次采全厚、综放的开采方法[1]. 同时，工作面回采巷道断面也普遍增大至12 m2以上[2]. 断面的增大使得顶板、巷帮更易发生弯曲变形，当矿压突增时，有诱发大范围冒顶片帮的危险[3]. 断面增大导致围岩损伤范围的增加，如围岩松动圈增大，这就要求支护锚杆(索)的长度更长、强度更大、支护密度更大，造成支护成本上升[4]. 在采动影响下，若支护强度不够，便不能有效阻止围岩变形，导致围岩在松动稳定状态下出现阶段性恶化，迫使巷道空间反复维修，影响正常安全生产[5]. 鉴于此，针对庞庞塔矿9号煤层综放开采回采巷道围岩控制难的现状，提出了巷道的锚杆(索)支护方案，并通过数值模拟对支护效果进行分析，为合理优化支护参数、提高支护强度、有效控制围岩提供参考。

1 工程概况

庞庞塔矿9号煤层埋藏平均深度400 m，平均厚度11.8 m，倾角为4°～34°，属于缓倾斜煤层。煤层节理发育，结构复杂，煤层中部夹3层碳质泥岩(0.3～0.7)，煤层厚度变化不大，属较稳定煤层。煤层直接顶为泥质灰岩，性脆，钙质不均，不规则裂隙及斜交裂隙发育，大部分充填方解石，含贝壳等动物化石，分布不均，夹泥灰岩薄层；基本顶为灰黑色砂质泥岩，薄层状，夹粉砂岩条带，半坚硬，含植物碎屑化石；直接底为黑色炭质泥岩、加亮型条带，比重小、半坚硬，性脆，中部夹有少量黑色、半亮型煤；基本底为浅灰色细粒砂岩，中厚层状，石英、岩屑为主，分选中等，泥质等胶结，坚硬及半坚硬，脉状层理，斜交裂隙发育，未充填。煤层综合柱状图见图1.

采用综采放顶煤开采工艺，工作面采高为3.2 m，放顶煤厚度8.6 m，单向割煤，一采一放，采用单轮顺序放煤方式，割煤步距0.8 m，放煤步距0.8 m. 回采巷道沿煤层底板布置，其位置关系见图2. 其中，正巷为矩形断面，巷道毛宽5.2 m，净宽5.0 m，巷中毛高3.6 m，净高3.5 m；副巷亦为矩形断面，巷道毛宽4.5 m，净宽4.3 m，巷中毛高3.0 m，净高2.9 m. 巷道采用以锚杆为基础支护配顶锚索补强的方式，锚杆d20 mm×2 000 mm，间排距1 000 mm，锚索d17.8 mm×7.0 m，每2.5 m一组，每组2根。但支护后巷道顶板下沉严重，翻修量大。

图1 煤层综合柱状图

图2 正副巷位置关系图

2 巷道稳定性数值模拟

使用FLAC2D软件进行数值模拟。假定煤岩层的岩性各向同性、连续且均匀，暂不考虑岩体中的裂隙、断层，岩体破坏遵循莫尔库伦准则[6]. 岩体的物理力学参数见表1，根据工程概况模拟巷道的几何尺寸。根据采深模型顶部施加10.0 MPa的均布载荷，模型左右两侧设置水平位移约束，即左右两侧边界不发生水平移动，模型底部设置垂直和水平位移约束，即底部边界不发生垂直和水平移动。数值模拟主要是分析工作面正、副巷在各自支护方案下的稳定性，正巷支护方案：采用锚网+锚索支护，顶部选用d22 mm×2 400 mm左旋螺纹钢高强锚杆，间排距1 000 mm；帮部选用d22 mm×2 400 mm左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间距800 mm，排距1 000 mm；顶部每2 m布置一组d21.8 mm×12.3 m锚索，一组三根，见图3. 副巷支护方案：采用锚网梁+锚索支护，顶部选用d22 mm×2 500 mm左旋螺纹钢高强锚杆，帮部选用d20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆间距800 mm，排距1 000 mm；顶部每3.2 m布置一组d21.8 mm×12.3 m锚索，一组三根，见图4.

3 模拟结果分析

3.1 巷道围岩应力分布

巷道围岩应力云图分别见图5，6. 由图5，6可知，正巷与副巷的围岩应力分布基本相同，即巷道周边分布有横向椭圆形水平应力降低区和竖向椭圆形垂直应力降低区，降低区内应力为压应力，且平均水平及垂直应力分别为2.0 MPa和3.8 MPa，分别是原岩应力的20%和38%. 说明由于开挖扰动致使巷道围岩出现一定范围的损伤、破坏，此范围内岩体强度降低，承受围岩应力的能力弱化，呈现了应力卸载现象，可近似认为该范围岩体的自重及其侧向压力是巷道顶板和两帮围岩压力的力源。所以，应力降低区范围宜是巷道的支护范围，即巷帮与顶板的支护深度分别约为1.5 m和5.5 m，表明支护方案确定的锚杆长度(2.0～2.5 m)及锚索长度(12.3 m)可穿越支护范围深入至围岩的稳定部位，使锚索的悬吊作用和锚杆的挤压加固作用得以发挥。

表1 煤层及其顶底板物理力学参数表

图3 正巷支护示意图

图4 副巷支护示意图

图5 正巷围岩应力云图

图6 副巷围岩应力云图

3.2 巷道围岩位移分布

支护巷道的围岩位移云图见图7，8. 由图7，8可知水平位移主要呈弧形形态分布于巷道帮部，位移从帮深部至帮表面逐渐增大、从帮中部到帮顶底角逐渐减小。具体看，正巷巷帮最大水平位移为20 mm，位于帮中部高1.5 m、深0.5 m的范围，两帮表面平均移近量30 mm；副巷巷帮最大水平位移为17 mm，位于帮中部高1.7 m、深0.9 m的范围，两帮表面平均移近量25 mm，表明帮锚支护对帮水平位移的控制作用明显，这主要是由于锚杆锚固段超越煤帮围岩损伤破碎区范围并深入附着于稳定煤体内，加之配合外露端托盘的径向约束，使得锚杆能够有效阻止破坏岩体向巷内的超限变形滑动。

图7 正巷围岩位移云图

图8 副巷围岩位移云图

巷道顶板垂直位移呈盆形分布，其在巷宽范围的下沉量最大；巷帮垂直位移呈线性分布，由巷底角至顶角逐渐增大。对于正巷，顶板下沉量为80 mm，巷帮平均下沉量为50 mm；对于副巷，顶板下沉量为70 mm，巷帮平均下沉量为40 mm. 显然，由于是厚煤层沿底板巷道，巷道顶煤强度低、厚度大，顶板采用锚杆+锚索支护后，其下沉量对巷道的正常使用不构成显著影响，说明合理的锚杆参数使得顶板内形成一定强度、一定厚度的挤压加固拱，强化了浅部顶板的抗载能力，初步阻断顶板因风化、蠕变及采动等因素造成的围岩强度持续恶化或突变失稳，当然，由于顶板软厚，必须锚索补强，即将顶板的软弱煤层通过锚索悬吊于坚硬的基本顶上，强化了顶板煤层的组合梁效应，同时锚索支护承担了部分冒落拱引起的围岩压力，令其传导至帮上的压力降低。

总体看，支护可降低巷道变形量，但不会显著影响变形的分布状态，原因是巷道开挖对厚煤体的扰动有限，可等效为小孔无限大岩体模型，在这种岩体中施工空间的围岩变形分布主要由煤体力学特性决定。工程中认为岩体力学特性是不发生变化的，所以位移分布形态基本恒定。

3.3 巷道围岩损伤与支护物受力

正、副巷围岩损伤形态见图9，10. 损伤范围主要位于巷道顶底角及两帮，呈“蝶”形分布，主要损伤形式为剪切塑性损伤。正巷两帮各分布有4 m2损伤范围，深度2 m，左侧顶角和底角损伤面积分别为12 m2和7 m2，深度均为3 m，顶板右侧上方有3 m2损伤区；副巷左右帮损伤面积分别为1 m2和5 m2，深度分别为1 m和2 m，左顶角分布有面积4 m2、深度2 m的损伤区，底板分布有4 m2、深度1 m的损伤区。对比发现，在两巷支护密度及支护强度相当的前提下，正巷围岩的损伤面积及深度总体大于副巷，这主要是由于正巷开挖断面大于副巷所致，因为围岩损伤范围与巷道断面成正相关。此外，两巷顶板的损伤很少，体现出较好的完整性，结合支护锚杆(锚索)的受力图，见图11，12，发现巷道顶板锚杆受到的轴向力明显小于帮部锚杆，而顶板锚索受到的轴向力却十分显著，显示巷道围岩的控制主要是由顶锚索和帮锚杆来承担的。具体看，锚索受到轴向拉力，轴力在索体中部最大，沿索体向两端逐渐减小。正、副巷的锚索最大拉轴力分别达到0.768 kN和0.997 kN；帮锚杆亦受到轴向拉力，轴力在托盘紧固端附近最大，沿杆体向锚固端逐渐减小，显示锚杆(索)受力未超过各自承载能力。模拟结果说明锚索支护有效地改善了顶板围岩的受力状态，使顶板出现倒拱形的岩体完整区，保证了顶板的稳定性，并且阻止了损伤沿顶角方向的扩展延伸，协同帮锚控制巷帮。该支护方案每排使用了3根锚索，多于常规巷道的一根或两根，证明通过增加锚索数量提升软弱岩体的抗压剪强度对于厚煤层煤巷围岩控制是一个有效途径。

图9 正巷围岩损伤形态图

图10 副巷围岩损伤形态图

图11 正巷锚杆锚索轴力分布图

图12 副巷锚杆锚索轴力分布图

4 结 论

通过数值模拟对庞庞塔矿9号煤层正、副巷锚杆+锚索的围岩控制效果进行分析，得到厚煤层回采巷道围岩应力变化规律、位移分布情况、损伤区范围以及锚杆(索)轴力分布，显示支护后的巷道围岩在帮1.5 m、顶5.5 m范围内为应力降低区，巷帮移近量25～30 mm，顶板下沉量70～80 mm，围岩破坏深度约2.0 m，锚杆(索)承载能力良好，表明提出的支护方案有效地利用了应力卸载区的力学特征，使巷道表面收敛量处于合理区间，显著地减小了围岩损伤区面积，特别是令巷道顶板呈现出完整岩体特性，保证了巷道的稳定性，使其符合生产使用要求。