深部特厚松软煤层巷道支护控制_张治高.pdf

深部特厚松软煤层巷道支护控制 张治高1，朱庆文2，万晓1，谭文峰1，李廷春2 1. 山东新巨龙能源有限责任公司，山东 菏泽 274918; 2. 山东科技大学 山东省土木工程防灾减灾重点实验室，山东 青岛 266590 ［ 摘 要］针对深部特厚煤层巷道地应力高、煤体承载能力弱、顶板下沉量大、两帮收敛严重 等特点，以新巨龙煤矿 2304N 特厚煤层巷道为工程背景，运用现场调研和数值模拟相结合的方法，观 测破坏关键位置，分析巷道变形原因，得出量化指标; 采用理论计算与数值模拟相结合的方法，研究 支护参数对其巷道控制影响规律，提出有针对性的控制方案。采用预应力锚杆、金属网和钢带在围岩 内形成加固区，改变围岩受力状态; 使用长锚索和锚索梁锚固巷道顶板，控制顶板下沉;在顶角和两 帮打设锚索，提高围岩抗剪切能力，控制两帮变形。通过上述 “锚带网索联合支护”方案的现场实 施，经现场监测和钻孔窥视验证了支护方案的有效性。 ［ 关键词］深部; 特厚煤层; 巷道支护; FLAC3D ［ 中图分类号］ TD353［ 文献标识码］ A［ 文章编号］ 1006- 6225 2019 01- 0067- 06 Roadway Supporting Control with Extra Thick and Soft Coal Seam in Deep ZHANG Zhi- gao1，ZHU Qing- wen2，WAN Xiao1，TAN Wen- feng1，LI Ting- chun2 1. Shandong Xinjulong Energy Co. ，Ltd. ，Heze 274918，China; 2. Shandong Province Key Laboratory of Civil Engineering Disaster Prevention and Reduction; Shandong University of Science and Technology，Qingdao 266590，China Abstract To some characters of high crustal stress，low bearing capacity of coal，seriously convergence of roof to floor and two sides of roadway with extra thick coal seam in deep，it tacking 2304N extra thick coal seam roadway as engineering background of Xinjulong coal mine，and then combined of field survey and number simulation were applied，the influence principle of supporting pa- rameters to roadway control，and some effectively schemes were put forward，and reinforce zone was ed within rock with pretension bolt，net and steel strip，the stress state of rock was improved，roadway roof was controlled by long length cable and cable bridge， roof subsidence was controlled. Surrounding rock shearing capacity was improving and then two sides deation was controlled by ca- bles layout at upper corner and two sides. And then the schemes were applied in field，the effectiveness of supporting scheme was veri- fied by field monitoring and bore observation. Key words in deep; extra thick coal seam; roadway supporting; FLAC3D ［收稿日期］ 2018－08－29［ DOI］ 10. 13532/j. cnki. cn11－3677/td. 2019. 01. 015 ［基金项目］ 国家自然科学基金资助项目 41772299，51604166，51279096 ［作者简介］ 张治高 1967－ ，男，山东日照人，高级工程师，从事矿井地质、采煤技术管理与矿压方面研究工作。 ［通讯作者］ 朱庆文 19－ ，男，山东聊城人，博士研究生，主要从事矿山支护、地质力学模型试验方面的研究。 ［引用格式］ 张治高，朱庆文，万晓，等 . 深部特厚松软煤层巷道支护控制 ［J］． 煤矿开采，2019，24 1 67－72，21. 深部特厚煤层巷道由于煤层与岩层相比强度较 小，在大埋深情况下，巷道承受压力大，但承载能 力弱，围岩松动区域较大，且煤岩界面易发生离层 破坏。统计表明 特厚煤层巷道变形破坏主要表现 为顶板下沉、两帮收敛、顶角破碎等特征，且在巷 道开拓和维护期间易发生冒顶事故，严重制约煤矿 的安全生产 ［1 ］。 专家学者针对特厚煤层巷道支护特别是针对顶 板安全性防控进行了大量的研究，取得了丰富的研 究成果。严红 ［2 ］ 针对软弱煤层特大断面巷道大变 形和冒顶灾害控制难题，综合运用现场调研、实测 和理论分析等方法，提出 “多支护结构体”控制 系统，并在五家沟煤矿进行运用，效果良好。兰奕 文 ［3 ］ 应用全锚索控制系统控制特厚煤层采动巷道 顶板变形，并研究了支护参数对顶板控制效果影响 规律，将研究成果运用于同煤大唐塔山矿 2201 进 风巷道。张向东、郭玉峰、袁胜军 ［4－6 ］ 针对特厚 煤层大断面巷道支护难题，运用数值模拟和现场监 测相结合的方法，分别采用了“锚－网－索”支护、 “高预应力树脂锚固锚杆锚索组合”支护和 “高强 高预应力锚杆 索金属网W 型钢带喷射混 凝土”联合支护方案控制巷道变形。张锁 ［7 ］ 利用 FLAC3D研究预紧力对特厚煤层巷道支护结构稳定 性的影响规律，指出合理施加预紧力可增加支护结 构稳定性。 上述研究成果极大地推动了特厚煤层巷道支护 技术的发展，但特厚煤层赋存地质环境各异，尚没 有形成统一的支护设计体系和参数选取方法，对于 76 第 24 卷 第 1 期 总第 146 期 2019 年 2 月 煤矿开采 COAL MINING TECHNOLOGY Vol. 24No. 1 Series No. 146 February2019 92 ChaoXing 埋深大的特厚松软煤层巷道支护控制研究较少。本 文以新巨龙煤矿 2304N 煤巷为工程背景，在借鉴 前人研究成果的基础上，利用理论计算、数值模拟 和现场观测的方法，研究特厚松软煤层巷道变形破 坏特点和支护控制对策，期望为同类地质条件下煤 矿特厚松软煤层巷道支护控制起到指导作用。 1工程概况 山东新巨龙煤矿 2304N 煤巷掘进工作面位于－ 810m 水平二采区北翼，巷道埋深 830m，开拓长度 560m，走向 343 ～ 18，倾向 73 ～ 108，平均倾 角为 5，设计断面为矩形，开拓宽度为 5. 1m、高 4. 15m。煤层赋存区域竖向应力为 20. 5MPa、最大 水平主应力 38MPa，煤层厚度为 9. 51m，松软破 碎，属于典型的深部特厚松软煤层。巷道沿底板掘 进，目的是形成采煤工作面生产系统，满足采煤工 作面回采时的行人、设备安装、通风的需要。 根据附近相似巷道掘进和 L－6 钻孔揭露资料， 煤层直接顶为泥岩，泥质结构，岩性脆弱易破碎。 煤层顶底板岩性综合柱状图如图 1 所示，煤岩层的 物理力学参数如表 1 所示。 图 1煤层顶底板岩性柱状 表 1 2304N 巷道煤岩层的物理力学参数 岩层 密度/ kgm －3 体积模 量/GPa 黏聚力 /MPa 内摩擦 角/ 剪切模 量/GPa 抗拉强 度/MPa 泥岩25152. 371. 13331. 491. 71 煤13000. 630. 95280. 380. 86 砂质泥岩26003. 511. 3730. 52. 312. 11 粉砂岩250013. 563. 5319. 752. 56 2特厚松软煤层巷道变形特征及控制对策 2. 1特厚松软煤层巷道变形特征 经现场调研附近类似巷道可知，特厚煤层巷道 在开拓和后期维护过程中巷道变形特征多样，按照 巷道变形部位可分为顶板失稳、两帮收敛和底板隆 起变形，其中以顶板失稳离层最为严重，常常引起 冒顶事故 ［1－2 ］。 为研究 2304N 煤层巷道在无支护条件下变形 特征，根据地层岩性，利用 FLAC3D建立数值模 型，模型几何尺寸为 45m40m10m，巷道开挖轮 廓为 5. 1m 4. 15m。模型共划分 72000 个单元， 81081 个节点。采用摩尔－库伦模型，上边界为应 力边 界，施 加 竖 向 应 力 20. 5MPa，水 平 应 力 35MPa，方向指向模型内部; 下边界固定、四周边 界施加水平约束。模型巷道的位移云图见图 2，塑 性区分布如图 3 所示。由图 2、图 3 可知，巷道顶 板和两帮塑性破坏范围与底板相比较大，拉伸破坏 区域出现在两帮和顶板。 图 2无支护条件下 2304N 巷道位移 图 3无支护条件下 2304N 巷道塑性区分布 综合现场调研和数值模拟结果，巷道变形特征 总结如下 1顶板下沉量巨大特厚松软煤层巷道顶 板为砂质泥岩和泥岩复合顶板，岩性差别很大，顶 板脆弱易折断破碎，在巷道开拓时顶板出现离层现 象。巷道顶板中心宽度约为 2m、厚度为 0. 5m 范 围内出现拉伸和剪切破坏区，煤层均质松软承载强 度较低，在拉剪应力复合作用下，顶板破碎严重， 易导致巷道出现冒顶等事故。 86 总第 146 期煤矿开采2019 年第 1 期 ChaoXing 2巷道顶角挤压破碎严重开拓巷道断面 为矩形，易在两帮顶角处产生应力集中区，数值模 拟可见此位置处于剪切状态，剪切破坏区域范围约 为 3. 5m。现场可见支护煤层从顶角处松散垮塌， 被金属网兜住，支护作用渐进失效加速煤层巷道破 坏。 3两帮收敛量大巷道开拓完成后，围岩 应力状态改变，两帮中间位置出现拉应力，范围约 为 0. 5m，剪切应力作用区域约为 3 ～ 3. 5m;巷道 两帮有明显收敛趋势，向内侧鼓出，两帮中间位置 位移值较大。 4底板隆起，煤岩交界处产生滑动面与 其他部位相比，煤巷底板隆起量较小，煤层底板为 砂质泥岩地层，易在煤岩交界处产生剪切滑动面， 加速两帮收敛。 2. 2特厚松软煤层巷道控制对策 基于变形破坏特征，参照临近巷道支护方案， 根据地层条件、围岩受力特性和塑性区破坏范围， 确定巷道支护重点在于控制巷道顶板变形。巷道顶 角处需加强支护，增强顶帮支护结构协同作用，避 免顶角破碎，降低围岩在高地应力条件下支护结构 局部失稳引起巷道整体垮落的风险。巷道两帮除设 置预锚杆和钢带支护外，应打设锚索进一步限制两 帮收敛变形，提高帮部围岩抵抗剪切破坏能力 ［2 ］。 综合上述分析研究，提出 “锚带网索联合支 护”方案以预应力锚杆、金属网和钢带为基础 支护结构，在围岩锚杆长度范围内形成加固区，改 变围岩受力状态提高承载能力; 顶板利用高强长预 应力锚索和锚索梁进行强化支护，锚索穿过顶板离 层区域，为顶板提供足够锚固力; 顶角处设置斜拉 锚索和钢带，提高应力集中区域围岩抗剪切能力; 帮部安设预应力锚索锚固承载区，施做完毕后巷道 全断面喷射混凝土覆盖。 3“锚带网索联合支护”方案 目前针对特厚松软煤层巷道变形控制没有成套 理论和支护体系，需依据现有的支护技术结合现场 条件和同类巷道实例，对支护参数进行选择。国内 外针对巷道支护锚固理论研究的较为成熟，但每种 理论有各自假设和适用条件，所计算的结果不尽相 同。因此结合附近同类型巷道支护实际情况，利用 多种理论计算分析，比选出适合的支护参数是一种 较为可行的方法 ［8－12 ］。 3. 1支护参数选取 3. 1. 1锚杆长度计算 目前常用的锚杆长度计算理论有悬吊理论、组 合拱理论和组合梁理论，分别使用上述理论进行计 算，结果如下 悬吊理论计算锚杆长度 L B 2f l m l e 1 组合拱理论计算锚杆长度 L KB 2f l e 2 组合梁理论计算锚杆长度 L btanα a tanα 0. 15 3 式中，L 为锚杆长度，m; B 为巷道开拓宽度，m; f 为岩石坚固性系数，取 1. 41; lm为锚杆锚固至稳 定岩层的深度，按经验取 0. 5m;le为锚杆外露长 度，取 0. 15m; K 为安全系数，取 1. 2;b 为组合 拱厚度，m，实测松动圈的厚度为 2 ～ 3m，b 取 1. 4m; tanα 为锚杆对破裂岩体控制角的正切值， 一般取 α45; a 为锚杆的间距，取 0. 9m。 上述 3 个公式可求得锚杆长度分别为 2. 45m， 2. 32m 和 2. 45m，由图 2 a可知在巷道两帮 2. 5m 范围以外巷道收敛变形较小，因此选取锚杆 长度为 2. 5m。 3. 1. 2锚索长度计算 按照锚固岩层厚度计算锚索长度 Lm S l1 l 2 4 式中，Lm为锚索长度，m; S 为悬吊岩层厚度，取 煤层和软弱顶板厚度总和为 5. 85m; l1为锚索锚入 稳定岩层的深度，取 1. 5m;l2为锚索外露长度， 取 0. 3m。 采用上式计算得锚索最小长度为 7. 65m。 3. 1. 3锚索间距计算 按照悬吊岩层重量计算锚索间距 Ls≤ nF2 B1 hγ － 2F1sinθ L1 5 式中，Ls为锚索间距，m; B1为巷道最大冒落宽 度，取 5. 1m;h 为巷道最大冒落高度，取 7. 7m; L1为锚杆排距，m;γ 为冒落岩体平均容重，取 17. 22kN/m3; θ 为锚杆与巷道顶板夹角，取 60 ～ 80; F1为锚杆锚固力，取 130kN; F2为锚索极限 承载力，取 580kN;n 为锚索排数，取 2。将上述 相关数据代入式 5 ，计算结果如表 2 所示。 由 上述计算结果可见锚索间距Ls≥2. 5m， 从 96 张治高等 深部特厚松软煤层巷道支护控制2019 年第 1 期 ChaoXing 表 2锚索间距计算 锚杆排距/m夹角/ 锚索间距/m 0. 9602. 72 0. 9702. 86 0. 9802. 96 1. 0802. 76 1. 1802. 61 1. 2802. 50 支护安全的角度出发，取最小值为 2. 5m。根据巷 道宽度考虑锚索梁和钢带支护效应，顶板使用 3 根 锚索。 根据同类型地质条件下巷道已使用支护材料， 选用 22mm 螺纹钢锚杆和 21. 8mm 高强钢绞线锚 索。锚索长度范围为 4 ～ 10m，考虑预应力锚索张 拉锚固，长度增加 0. 3m，分别取两帮和顶角锚索 长度为 4. 3m 和 6. 3m，顶板锚索长度为 8. 3m 和 10. 3m; 锚杆施加预紧力为 50kN，锚索预紧力为 100kN。采用如表 3 所示的模拟方案，研究锚索间 排距和长度对巷道变形影响特征。 表 3支护方案设计 支护 方案 顶板锚索间 排距/mm 帮部锚索间 排距/mm 帮部锚 索/m 顶角锚 索/m 顶板锚 索/m 方案 12. 01. 8 －－4. 36. 3 方案 22. 01. 8 1. 451. 84. 34. 36. 3 方案 32. 01. 8 1. 451. 84. 36. 38. 3 方案 42. 22. 0 1. 452. 06. 36. 38. 3 方案 52. 52. 2 1. 452. 26. 36. 310. 3 3. 2支护方案数值模拟分析 3. 2. 1顶底板位移特征 5 种支护方案下竖向位移具有对称性，由图 4 可 得，顶 板 位 移 量 分 别 是 25. 3cm，22. 8cm， 20. 8cm，22. 3cm，23. 2cm。巷道底板为砂质泥岩， 强度大于松软煤层相，因此巷道底鼓量小且变化不 大。 由方案 3，4，5 可见，锚索间排距的增大，使 巷道顶板沉降增大、两帮收敛量依次增加，巷道变 形范围也在扩大。巷道顶部设置 3 根预应力锚索， 巷道顶板位移最大点处于锚索间距中心，当未设置 帮部锚索时，巷道水平应力作用强烈，顶板位移最 大点处于巷道中心。方案 3 中顶角处设置约束锚 索，相对于方案 1 位移减少约 25。由各方案位 移图示可见，顶板锚索长度为 8. 3m 就可以锚固至 稳定岩层，增加长度对控制顶板变形作用不明显。 3. 2. 2两帮收敛特征 5 种方案两帮收敛量分别是 44. 4cm，39. 3cm， 35. 10cm，34. 92cm，36. 2cm，巷道两帮外侧 2. 5m 宽度范围内围岩位移量较大。由方案 1，2 两帮收 敛数值可见帮部锚索对控制两帮收敛起到明显作 图 4不同方案巷道位移 07 总第 146 期煤矿开采2019 年第 1 期 ChaoXing 用，使用帮部锚索后，两帮外侧位移区域范围和数 值都大幅度减少，围岩位移量减少了约 38. 4。 3. 2. 3围岩应力特征 不同支护方案巷道围岩应力分布如图 5 所示， 围岩垂直应力集中在巷道两帮，可见两帮和顶角锚 索对控制两帮变形起到了关键作用; 巷道顶板应力 向锚索锚固区域不断增大，预应力锚索可控制拉应 力向围岩内部发展演化。 图 5不同支护方案巷道应力分布 当锚索间排距较小时，对围岩约束性增强，巷 道围岩所受压应力的范围和数值较小，说明围岩在 长锚索、钢带和锚索梁的联合作用下改变了围岩的 受力状态，增加了其承载能力。随着支护参数减 弱，锚索对围岩支护能力变小，围岩受压区域变 大，而松软煤层抗拉强度极低，极易发生破坏，导 致巷道出现大变形现象，甚至发生冒顶事故。 施加锚杆和锚索预应力可有效改善巷道围岩受 力状态，提高围岩承载能力，底板没有锚杆锚索控 制，承受拉应力区域较大。由图 5 a 、 c 、 e可见，锚索间排距增大，两帮围岩承受最大 压应力的数值减小，不利于控制围岩稳定性。在 5 个模拟方案中，方案 3 围岩变形量最小，围岩承载 应力较高，支护方案较为合理。 综合上述分析，方案 3 支护效果最优。数值模 拟结果和现场实测结果差别不大，考虑现场钢带、 锚索梁和喷射混凝土相互作用，实际支护的效果要 远胜于数值模拟结果。 4现场工程实践与监测 4. 1“锚带网索联合支护”方案工程应用 基于上述研究成果，新巨龙煤矿 2304N 煤巷 支护 采 用 图 6 所 示 布 置 方 式。其 中锚 杆 为 22mm2. 5m 等强螺纹钢式树脂锚杆，型号为 MS- GLD－600 X ，屈服强度≥600MPa，杆体屈服力 ≥230kN，施加预紧力 50kN，间排距为 0. 9m 0. 9m，顶角锚杆向巷道两帮倾斜 20，施工使用 20T 锚杆拉力计和 MYJ－750 扭矩扳手，拧紧力矩 17 张治高等 深部特厚松软煤层巷道支护控制2019 年第 1 期 ChaoXing 不小于 400Nm; 顶板锚杆与 W 型钢带配合使用， 压住钢筋网紧贴围岩，钢带长 4. 8m，眼距 0. 9m， 钢筋网规格为 6. 0mm，网孔尺寸 10cm10cm;顶 板钢带之间打设长 4. 2m 锚索梁，由 3 根锚索锚 固，顶板锚索间排距为 2. 0m1. 8m，使用长度为 21. 8mm8. 3m 高强预应力钢绞线，施加预紧力 为 100kN。顶角锚索和帮部锚索采用 21. 8mm 高 强预应力钢绞线，长度分别为 6. 3m 和 4. 3m。 图 6巷道支护布置 巷道两帮支护如图 7 所示，帮部上分层采用 3 根锚杆配合长 2. 1m 、宽 0. 2m 的上分层 T 型钢带 支护，靠近顶角处锚杆按 10仰角安设;帮部下分 层采用 2 根锚杆配合长 1. 2m 、宽 0. 2m 的下分层 T 型钢带支护。两帮各打设 3 根帮部锚索，间排距 1. 45m1. 8m，上部按 45仰角安设 1 根顶角锚索， 中下部安设 2 根帮部锚索，施加预紧力数值与顶板 支护一致。 图 7巷道两帮支护布置 4. 2支护效果监测 巷道支护过程中选取 2 个断面安装离层仪和表 面收敛仪，支护施做完毕后，对其进行观测。监测 结果显示两帮收敛数值为 3. 65cm，顶板最大下沉 量为 1. 93cm，最大离层位移为 0. 8cm;施做完毕 至顶板下沉过程中，顶板处于稳定状态。 采用钻孔窥视仪对支护完成后的巷道顶板进行 钻孔探测，顶板钻孔 3 处、帮部钻孔 2 处，钻孔深 度均为 10m。由钻孔影像可见，在巷道顶板 0. 4m 范围内可见顶板煤层内出现裂隙，裂隙发育，且距 离巷道顶板越近裂隙宽度较大。在巷道 2. 5m， 5. 6m 处可观测到离层现象，一处钻孔处可见岩层 分离，其余位置钻孔孔壁光滑没有看到明显的离层 现象和裂隙发育扩展情况。帮部钻孔在距巷道壁 0. 5m 内可见裂隙发育，其余位置未发现裂隙发育 扩展现象、钻孔窥视结果进一步验证了 “锚带网 索联合支护”方案对松软特厚煤层巷道控制效果。 5结论 通过现场调研、理论计算、数值模拟和现场监 测相结合的方法，针对深部特厚松软煤层巷道支护 控制进行研究，得出以下结论 1基于现场调研和数值模拟分析可得特厚 松软煤巷主要的变形破坏特征为顶板下沉量巨 大，顶角挤压破碎，两帮收敛严重，底板煤岩交界 处产生滑动面，加剧巷道变形。 2针对特厚松软煤巷变形破坏特征，采用 理论计算和数值模拟相结合的方法，对关键参数进 行选取和优化，提出 “锚带网索联合支护”方案， 利用预应力锚杆、金属网和钢带为基础支护结构， 在围岩 2. 5m 范围内形成加固区，使用预应力锚索 和锚索梁强化加固区，全断面喷射混凝土封闭围 岩。 3从新巨龙煤矿 2304N 特厚松软煤巷支护 实例可见，采用 “锚带网索联合支护”方案后顶 板和两帮变形符合煤矿安全要求，处于稳定状态， 现场监测和钻孔窥视结果可以验证支护效果，可为 同类型巷道支护提供经验。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 时连强. 锚杆支护巷道离层失稳机理及控制研究 ［D］． 青岛 山东科技大学，2003. ［ 2］ 严红，何富连，王思贵 . 特大断面巷道软弱厚煤层顶板控 制对策及安全评价 ［J］．岩石力学与工程学报，2014，33 5 1014－1023. ［ 3］ 兰奕文，严红，邢鹏飞，等 . 特厚煤层强采动巷道顶板全 锚索控制系统研究 ［J］．采矿与安全工程学报，2018，35 2 276－282. ［ 4］ 郭玉峰，武飞 . 特厚煤层综放大断面回采巷道围岩变形规 律 ［J］． 煤炭技术，2017，36 4 103－106. ［ 5］ 张向东，吕金伟，周新勍，等 . 特厚煤层大断面巷道支护设 计及分析 ［J］． 金属矿山，2014 8 29－32. ［ 6］ 袁胜军，李二鹏，郑阳，等 . 特厚煤层大断面复合顶板煤 巷支护技术 ［J］． 中国矿业，2015，24 2 106－109，113. ［ 7］ 张锁，苏学贵，杨宗一，等 . 特厚煤层巷道锚杆锚索预紧 力对支护结构稳定性的影响 ［J］． 煤矿安全，2017，48 4 219－222. 下转 21 页 27 总第 146 期煤矿开采2019 年第 1 期 ChaoXing 趋势; 在内部区域预制裂纹位置对岩石峰值强度的 影响不明显。 ［ 参考文献］ ［ 1］ 周辉，孟凡震，卢景景，等 . 硬岩裂纹起裂强度和损伤强 度取值方法探讨 ［ J］ ． 岩土力学，2014 4 913－918. ［ 2］ 周小平，杨海清，董捷 . 压应力状态下多裂纹扩展过程数 值模拟 ［J］． 岩土工程学报，2010，32 2 192－197. ［ 3］ Yang S Q，Jing H W，Xu T. 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