高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究_管俊才.pdf

高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究 管俊才 山西新元煤炭有限责任公司，山西 晋中 045400 ［ 摘 要］针对新元煤矿高帮大断面半煤岩巷道的支护难题，通过对现场类似巷道调研分析变 形破坏规律，同时进行现场地质力学参数实测，结合数值模拟分析高帮大断面半煤岩巷道一次掘进成 巷与分次掘进成巷及工作面回采期间围岩应力分布特征，在此基础上提出了巷道分次掘进施工，并采 用强力锚杆及锚索协同支护技术，通过现场试验，表明该支护方式可以有效控制巷道变形。 ［ 关键词］高帮大断面巷道; 数值模拟; 强力锚杆支护 ［ 中图分类号］ TD353［ 文献标识码］ B［ 文章编号］ 1006- 6225 201706- 0069- 05 Study on Control Technology of Semi Coal and Rock Roadway with High Side and Large Section ［收稿日期］ 2017－07－03［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2017. 06. 017 ［作者简介］ 管俊才 1965－ ，男，山西五寨人，高级工程师，主要从事煤矿管理工作。 ［引用格式］ 管俊才 . 高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究 ［J］． 煤矿开采，2017，22 6 69－73. 随着现代化高产高效综合机械化矿井的发展， 为解决运输、通风以及大型设备的安装难题，煤矿 巷道断面越来越大。由弹塑性理论中巷道围岩位移 公式 uλH 1 μ E a2 r 式中，λ 为上覆岩层容重， kN/m3; H 为开采深度，m;μ 为泊松比;E 为围 岩的弹性模量，MPa; a 为巷道半径，m; r 为圆形 巷道半径，m可知，巷道不论跨度或高度增大， 即相对半径 a 增大，巷道位移 u 随之增加，巷道维 护更加困难 ［1－2 ］。 近年来，国内外学者针对大断面巷道围岩稳定 性及控制技术进行了大量研究 ［3－10 ］。宋朝部［4 ］从 力学角度研究认为巷道断面的增大对围岩二次应力 分布规律影响较小，而对塑性区半径、围岩表面位 移影响较大; 肖同强 ［5 ］等认为随着硐室断面增大， 围岩受掘进扰动影响大，初期支护阻力小使超大断 面硐室软弱围岩出现严重变形破坏; 柏建彪、周志 利 ［6－7 ］等研究了巷道跨度增大对围岩稳定性的影 响，并提出以拉破坏深度为 1. 5m 作为判断巷道临 界跨度的指标，大于这一临界跨度，围岩变形量随 巷道跨度增大而明显增大;李国彪［8 ］通过理论分 析确定干河煤矿大断面巷道掘进最大空顶距，并通 过数值模拟、相似模拟及现场试验的研究方法，分 析了大断面巷道围岩应力应变和位移变化，同时实 测了围岩松动圈，并提出强帮支护方案，减小巷道 帮部塑性区范围，很好地控制了巷道整体变形; 石 蒙 ［9 ］等研究认为高度大于跨度的大断面硐室开掘 后两帮的破坏程度要大于顶底板，两帮应力集中程 度和位移也较大，因此，同样认为应加强帮部支 护。此外，管学茂等采用桁架锚杆控制大断面煤巷 围岩变形 ［10 ］。 但是，之前的学者研究多集中在大断面永久硐 室或大跨度全煤巷道，对于高帮大断面半煤岩巷道 围岩稳定性和控制技术研究较少。因此，针对上述 研究存在的不足，本文通过现场类似巷道破坏情况 统计，结合数值模拟分析高帮大断面半煤岩巷围岩 稳定性，在此基础上提出支护技术措施。 1工程概况 新元煤矿 9105 工作面平均埋深 620m，煤层厚 度平均 3. 50m，平均倾角 2，煤层硬度系数 2. 5～ 3。研究对象 9105 进风巷沿顶掘进，巷道设计宽度 为 5. 2m，高度为 5. 5m 其中起底 2m ，设计断面 达 28. 6m2，为典型的高帮大断面巷道。直接顶为 2. 3m 的砂质泥岩，基本顶为砂质泥岩，厚度为 8. 8m。直接底为 2. 3m 的砂质泥岩，老底为 3. 1m 中砂岩。巷道布置平面图如图 1 所示。 图 1巷道布置平面 96 第 22 卷 第 6 期 总第 139 期 2017 年 12 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 22No. 6 Series No. 139 December2017 ChaoXing 2巷道围岩稳定性分析 2. 1类似巷道变形破坏调研 对新元煤矿 9 号煤集中辅运大巷现场调研发 现，该巷道掘出不到一年时间，尚未受到动压影 响，但巷道变形严重，具体表现为 顶板沿巷道走 向 500m 长度内出现大量网兜，锚索破断，其破断 形态如图 2 所示。两帮移近量达到 2500mm，矿方 修巷时挑顶高度达到 2000mm 左右。 图 2锚索破断形态 由图 2 结合现场统计得知，集中辅运大巷锚索 破断断口齐整，破断部位多为孔口位置，少数为孔 内 150 ～ 1500mm 位置，均为剪切破断，即顶板水 平错动导致锚索破断。因此，该巷道采用全锚索支 护不能有效控制顶板破坏。 同时，为准确了解巷道围岩破坏情况，对集中 辅运大巷变形严重处进行钻孔窥视，钻孔深度 7m， 窥视结果 如图 3 所示显示集中辅运大巷 9103 工作面附近巷道两帮已经发生了严重的破坏，破坏 深度已经达到 7m，甚至有可能超过 7m，裂隙发 育，煤层破碎，并且裂隙的开度较大。 2. 2数值模拟研究 为研究 9105 进风巷围岩应力分布及破坏特征， 采用有限差分数值计算软件 FLAC3D进行数值模拟 计算。 建立模型大小为 180m100m32. 6m 长宽 高 ，划分为 62370 个单元，9105 工作面长度取为 图 3钻孔窥视结果 孔深 7m 120m，9105 进风巷与 9104 进风巷间煤柱 20m。采 用莫尔－库伦屈服准则进行分析。模型原岩应力采 用现场实测数据，通过小孔径水压致裂法对 9 号煤 进行系统的地应力测试，结果表明该区域以自重应 力场为主，垂直应力占优势，其中 9105 进风巷测 点显示最大水平主应力为 17. 40MPa，最小水平主 应力为 8. 93MPa，垂直应力为 15. 61MPa，最大水 平主应力方向为 N55. 6E。 数值计算过程为建立原岩应力场→开挖 9105 进风巷及 9104 进风巷 双巷同时掘进 → 9105 工作面后半部分回采→9105 工作面全部回采。 其中双巷掘进阶段分别对比了一次成巷与分次掘进 成巷两者对 9105 进风巷围岩应力影响。 2. 2. 1双巷分次掘进成巷 图 4～图 7 为双巷分次掘进成巷数值计算结果 示意图。双巷先掘进 3. 5m 高度，之后起底 2m 成 巷。 图 4初次掘进围岩垂直应力场分布 2. 2. 2双巷一次掘进成巷 图 8～图 9 为双巷一次掘进成巷数值计算结果 07 总第 139 期煤矿开采2017 年第 6 期 ChaoXing 图 5起底掘进围岩垂直应力场分布 图 6初次掘进围压水平应力场分布 图 7起底掘进围压水平应力场分布 示意图。 对比图 4～图 9 可知，对于垂直应力分布，分 次掘进成巷较一次掘进成巷垂直应力峰值从 21. 14MPa 降到 20. 49MPa，应力峰值区域均出现在 巷道岩层段两帮及煤柱靠近两帮侧一定区域。对于 水平应力分布，分次掘进时，初次掘进后最大水平 应力达到 18. 99MPa，出现在 9105 进风巷距顶底板 1. 5～2m 范围内; 起底掘进后围岩水平应力整体增 大，且峰值达到 24. 95MPa，出现在巷道底板处， 变化明显。从水平应力场分布也可印证前文所述锚 索破断特征，因而在支护中应采用强力锚杆更好地 图 8一次掘进成巷围岩垂直应力场分布 图 9一次掘进成巷围岩水平应力场分布 控制顶板水平错动。 综上，采用分次掘进施工巷道一方面便于施 工，一方面有利于优化围岩应力分布。 2. 2. 3工作面回采 50m 图10 为9105 工作面回采50m 时垂直应力分布 三维示意图。 图 109105 工作面回采 50m 时垂直应力分布三维示意 由图 10 可知，9105 工作面回采 50m 后，在工 作面前方形成应力上升区，平均在 40～45MPa，局 部范围可达 50MPa 以上。9105 进风巷围岩在工作 面超前区域应力集中在 25MPa 左右，工作面超前 17 管俊才 高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究2017 年第 6 期 ChaoXing 影响范围可达 28m，侧向影响范围可达 30m。而滞 后工作面一定区域煤柱内形成滞后压力上升区，距 离工作面越远压力上升越高，最高可达 50MPa。 2. 2. 4工作面全部回采 工作面回采结束后，煤柱靠近原 9105 进风巷 附近 10m 范围内产生应力集中，垂直应力峰值达 到52MPa，同掘进完成后相比较，应力集中系数达 到 2. 48。水平应力峰值出现在煤柱中间区域，达 到 36MPa，详见图 11。 图 119105 工作面回采后垂直应力分布三维示意 根据以上数值计算分析，结合生产实践经验， 对于该矿高帮大断面半煤岩巷道，应注重巷帮支 护，尤其针对垂直应力峰值出现的岩层部位，加强 该部位的支护同时能够控制巷道底鼓 ［11 ］。 3现场工业试验 3. 1巷道支护方案 通过上述分析，结合工程经验，分析对比多个 支护方案，最终选择一个最优支护方案 强力树脂 加长锚固锚杆锚索组合支护系统，支护方案示意如 图 12 所示。 图 12巷道支护方案示意 具体支护参数如下 一次掘进期间，顶板支护锚杆采用 22 号左 旋无纵筋螺纹钢 BHRB500 ，长度 2. 4m，杆尾 螺纹 M24mm，树脂加长预应力锚固，锚固剂规格 1MSK2380，锚固长度 1020mm，400Nm≤设计 扭矩≤550Nm，间排距为 900mm900mm，配合 150mm150mm10mm 的高强度拱形托板。锚索规 格 SKP21. 6－1/1860－6300，沿巷道走向 2－3 布置， 树脂加长预应力锚固，锚固剂规格 1MSK23120， 锚固长度 1460mm，张拉力≥250kN，配合 300mm 300mm16mm 高强度可调心托板及配套锁具。护 表构件采用金属网片与规格为 BHW235/280/4 － 4800－6，两边压边的 W 钢带。两帮支护锚杆参 数同顶板支护，间排距为 900mm900mm。锚索规 格为 SKP17. 8－1/1860－4300，2－1 布置，锚固剂 规格 1MSK23120，锚固长度 1756mm，张拉力≥ 150kN。护表构件采用金属网与规格为 300mm 460mm4mm，四边压边的 W 钢护板。 起底掘进期间 两帮支护锚杆参数同上，差别 在于 间 排 距 为 700mm 900mm。锚 索 规 格 为 SKP17. 8－1/1860－4300，每排 1 根，即巷道成型后 帮部共打设 7 根锚杆，锚索为 3－2 布置。 3. 2支护效果 矿压监测是反映支护效果的重要依据。在 9105 进风巷掘进期间设置 2 个测站，监测内容为 锚杆索受力与巷道表面位移，锚杆锚索受力监测编 号如图 12 所示。 初次掘进期间监测了距监测断面 100m 范围内 矿压变化。部分数据如图 13～图 15 所示。 图 13 为巷道表面位移图。由图 13 可知 在掘 进超前测点 55m 后巷道变形基本趋于稳定。两帮 移近量为 27mm，顶板下沉 23mm，围岩变形控制 效果较好。 图 13巷道表面位移 27 总第 139 期煤矿开采2017 年第 6 期 ChaoXing 图 14 为锚杆受力图。由图 14 可知，锚杆安装 后初始受力普遍为 70 ～ 80kN，锚杆整体受力变动 较小，受力最终稳定在 70～100kN 范围之间。整体 来看锚杆受力较为稳定。 图 14锚杆受力 图 15 为锚索受力图。由图 15 可知 顶锚索安 装后初始张拉力在 250～280kN 之间，帮锚索初始 受力为 155kN 左右，之后随掘进变动很小，整体 稳定。 图 15锚索受力 由图 14 及图 15 可知，该支护方式锚杆及锚索 能够很好地发挥主动支护效力，很好地控制了巷道 变形，支护效果良好。 4结论 19105 进风巷先掘进 3. 5m 高度，再起底 2m 成巷效果优于一次成巷，且在顶底板出现水平 应力峰值，因此采用高强锚杆锚索支护效果要优 于全锚索支护方式。 2新元煤矿高帮大断面半煤岩巷道垂直应 力峰值出现在两帮岩层部位，因此在支护时可加强 该处支护，同时加强巷道底部支护能够有效遏制巷 道底鼓。 3采用高强高刚度锚杆高强锚索协同支护 方式能够有效发挥锚杆索主动支护作用，很好地控 制巷道变形。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 张占涛 . 大断面煤层巷道围岩变形特征与支护参数研究 ［D］． 北京 煤炭科学研究总院，2009. ［ 2］ 张占涛，鞠文君 . 大断面煤巷变形破坏规律与支护对策 ［J］． 煤矿开采，2009，14 2 86－88. ［ 3］ 李玉祥，王强 . 大断面煤巷锚杆支护技术 ［J］． 采矿与安全 工程学报，2002，19 4 10－12. ［ 4］ 宋朝部 . 大断面煤巷变形破坏规律及锚固技术研究 ［D］． 太 原 太原理工大学，2013. ［ 5］ 肖同强，李化敏，杨建立，等 . 超大断面硐室围岩变形破坏机 理及控制 ［J］． 煤炭学报，2014，39 4 631－636. ［ 6］ 张永杰，郝云新，柏建彪，等 . 大断面煤巷顶板稳定机理分析 与控制技术 ［J］． 煤矿安全，2011，42 1 50－53. ［ 7］ 周志利，柏建彪，肖同强，等 . 大断面煤巷变形破坏规律及控 制技术 ［J］． 煤炭学报，2011，36 4 556－561. ［ 8］ 李国彪 . 干河煤矿大断面巷道围岩稳定性分析及控制技术研 究 ［D］． 北京 中国矿业大学 北京 ，2013. ［ 9］ 石蒙，鞠文君，汪占领 . 高帮大断面硐室围岩稳定性及支护 技术研究 ［J］． 煤矿开采，2015，20 2 47－49. ［ 10］ 管学茂，侯朝炯 . 桁架锚杆在大断面煤巷中应用的研究 ［J］． 采矿与安全工程学报，1996 3 32－35. ［ 11］ 单仁亮， 孔祥松， 燕发源，等， 煤巷强帮强角支护技术模型试 验研究与应用 ［J］． 岩石力学与工程学报，2015，34 11 2336－2345.［责任编辑 李青］ 檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶檶 上接 87 页 ［ 2］ 徐永梅，姜岩，姜岳 . 采动覆岩移动变形预计 ［J］． 矿 山测量，2013 4 70－73. ［ 3］ 苏仲杰 . 采动覆岩离层变形机理研究 ［D］ ． 阜新辽宁工程 技术大学，2001. ［ 4］ 宋扬 . 浅埋煤层覆岩变形破坏数值模拟研究 ［J］ ． 黑龙江 科技信息，2015 6 24－26. ［ 5］ 王鹏 . 复杂开采条件下覆岩移动和变形规律的模拟研究 ［D］． 太原 太原理工大学，2010. ［ 6］ 姚邦华，周海峰，陈龙 . 重复采动下覆岩裂隙发育规律模 拟研究 ［J］． 采矿与安全工程学报， 2010， 27 3 443－446. ［ 7］ 黄乐亭 . 开采沉陷力学的研究与发展 ［J］． 煤炭科学技术， 2003，31 2 54－56. ［ 8］ 翟英达 . 采场上覆岩层下沉量计算的模拟载荷法 ［J］． 太原 理工大学学报，2001，32 1 12－15. ［ 9］ 刘建，李忠华 . 浅埋煤层覆岩移动变形规律分析 ［J］． 中 国煤炭，2010 10 48－50. ［ 10］ 王永倩 . 重复采动地表沉陷和生态环境治理研究 ［D］． 合 肥 安徽建筑大学，2016. ［责任编辑 潘俊锋］ 37 管俊才 高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究2017 年第 6 期 ChaoXing