余吾煤矿受采动影响巷道支护方案优化.pdf

江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 摘要针对余吾煤矿S8104工作面回采巷道受超前支承压力影响，围岩破坏严重难以管理等问题，需对支护方案进行优 化。 采用数值模拟软件对优化方案进行对比分析，并通过现场实测对优化支护方案的支护效果进行评价。 结果表明相同支 护条件下，高应力集中对巷道围岩变形破坏影响显著，应力集中系数K值越大，巷道塑性区范围越大，顶板及两帮位移增加 亦显著；锚杆间排距800 mm，顶板施加槽钢联合锚索支护可有效控制超前支护段围岩变形量，降低巷道边角应力集中程 度。 关键词超前支承压力；巷道变形；联合支护；应力集中；支护方案优化 中图分类号TD353文献标识码A文章编号1006-2572（2020）02-0065-04 Research on Optimization of Roadway Support Scheme Affected by Mining in Yuwu Colliery Xu Yunfei （Shanxi lu an Engineering Survey and Design Consulting Co., Ltd., Changzhi, Shanxi 046200） Abstract Aiming at the problem that the surrounding rock of S8104working face in Yuwu Colliery is severely damaged and is difficult to manage due to advanced abutment pressure, the support scheme needs to be optimized. The numerical simulation software is used to compare and analyze the optimization schemes, and the actual measurement is used to uate the support effect of the optimization schemes. Results show that under the same support conditions, the high stress concentration factor has a significant effect on the deation and damage of the surrounding rock of the roadway. The larger the K value, the larger the plastic area of the roadway, and the more increasing in the displacement of the roof and the two sides. The application of channel steel series anchor cable support can effectively control the surrounding rock deation of the advanced support section and reduce the stress concentration of the sideways of the roadway. Key words advanced abutment pressure; roadway deation; combined support; stress concentration; support scheme optimization 余吾煤矿受采动影响巷道支护方案优化 徐云飞 （山西潞安工程勘察设计咨询有限责任公司，山西长治046200） 回采巷道支护与维护问题是矿井高产高效与 安全生产的主要制约因素，回采巷道严重变形问题 对矿井工作面安全开采极其不利。 研究巷道围岩变 形及破坏特征，对优化巷道支护方案，保证工作面 安全生产具有重要意义。 近年来，我国学者对采动 影响围岩破坏进行了大量的研究，文献［1］运用数值 模拟分析了深部沿空留巷围岩变形情况，文献［2］通 过现场实测研究了深井大断面煤巷围岩的变形特 征，文献［3-6］指出受采动影响的巷道围岩控制技术主 要有锚网喷支护、棚式支护，注浆加固支护。 基于前 人的研究，本文针对余吾煤矿S8104工作面受采动 影响，巷道围岩变形量大、难以管理等问题，采用数 值模拟和现场监测的方法，对原巷道支护方案进行 优化，研究结果可为相邻工作面回采巷道支护提供 技术支撑。 余吾煤矿S8104采煤工作面埋深约500m， 所采 65 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 煤层为山西组中部3煤层，该煤层平均厚度为6.5m， 倾角0～10，3煤以镜煤为主， 亮煤次之， 含暗 煤。S8104工作面采煤方法为走向长壁、后退式大采 高低位放顶煤采煤法，采高3.2m，放顶煤3.3m，工 作面长度300m。 回风巷道采用“锚索-锚杆加废弃钢 丝绳”联合支护，顶板锚杆采用Φ20mmL2200mm 细牙螺纹锚杆，支护间排距为800mm800mm，帮 锚杆采用Φ16mmL1800mm的粗牙螺纹锚杆。 顶 板锚索采用Φ15.24mmL6000mm钢绞线锚索， 与竖直方向夹角15,间排距为1000mm。巷道支护 设计见图1。 图1回风巷支护设计平面 工作面两道超前支护20m范围内采用11工字 钢配合双排DW单体液压支柱架设棚子作为超前支 护，棚架间距0.9m，超前支护设计及支护效果见图 2、图3。 图2超前支护设计 图3超前支护段围岩变形 由图3可以看出，S8104回风巷锚杆-锚索加废 弃的钢丝绳联合支护，仅仅可以控制巷道围岩在未 受采动影响下的稳定，在超前支承压力影响范围内 很难控制巷道围岩变形。 从现场反映出来的问题可 以说明，S8104回风巷支护方案不合理，钢丝绳的作 用不明显， 锚杆锚索锚固深度和支护强度不够，无 法有效控制受超前支承压力影响的巷道围岩变形 量。 合理的支护方案不仅能够有效控制巷道围岩 变形，而且可以保证工作面快速推进。 针对S8104回 风巷巷道超前支护段围岩变形严重，以下将探讨改 进原支护方案，并对其改进后支护方案的支护效果 进行数值模拟分析。 2.1巷道变形规律分析 1）模型建立及方案设计 采用FlAC3D数值模拟软件对巷道改进支护方案 后，在超前支承压力影响下，巷道围岩移动变形量 及塑性区分布进行模拟分析。 模型长高宽为 20m20m1m， 模型四周施加水平位移约束，底 界面施加垂直位移约束， 顶界面通过施加12.5MPa、 25MPa、37.5MPa的垂直应力，模拟应力集中系数 K为1、2、3时的超前支护段巷道围岩力学分布规律。 数值计算模型见图4，模型岩体力学参数见表1。 图4变形分析模型 表1岩石物理力学参数 2）方案设计 在原支护方案基础上，通过改变锚杆间排距和 顶板施加槽钢联合锚索设计了两种支护方案，与原 支护方案进行对比， 分别分析了不同锚杆间排距、 顶板有无槽钢对围岩控制的效果。 方案一锚杆间排距800mm，即原支护方案。 方案二锚杆间排距800mm，顶板施加槽钢联 合锚索。 方案三锚杆间排距1000mm，顶板施加槽钢联 合锚索。 岩性 ρ/（kg/ m3） E/GPaυc/MPaψ/σ/MPa 粉砂岩270010.800.1327.32549.22 中粒砂岩26587.830.1510.83266.77 砂质泥岩25995.570.2022.02407.65 煤层14505.930.232.61220.59 泥岩27500.520.1822.02349.85 66 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 2.2巷道围岩塑性区分布 K1K2 K3 图5方案一不同K值围岩塑性区分布 K1K2 K3 图6方案二不同K值围岩塑性区分布 K1K2 K3 图7方案三不同K值围岩塑性区分布 通过对比图5、6、7可以看出， 随着应力集中程 度的增加，巷道破坏从四个肩角逐渐向顶板中部和 两帮中部扩展，超前支承压力越大，对巷道围岩稳 定性的影响越明显，巷道围岩的破坏程度越大。 从 塑性区的分布形态来看，围岩主要破坏区域集中在 巷道顶板和左右两帮， 对底板围岩的影响较小，只 对原方案有影响。 当应力集中系数K为1时，三种方 案围岩破坏范围主要集中在巷道的四个肩角处，且 破坏范围较小。 当应力集中系数K为2时，三种方案 塑性区破坏深度都发生不同程度的扩展，但方案二 扩展范围最小，方案一和方案三右帮位置已无明显 的弹性区域。 当应力集中系数K为3时，方案三围岩 破坏范围最大，破坏深度最大，方案二相对于方案 一来说，顶板破坏程度最小，底板基本不破坏，两帮 最大破坏深度基本相同。 图8不同支护方案围岩破坏深度对比 对比三种方案的巷道围岩破坏深度， 当K值逐 渐提高时，方案一支护条件下，围岩破坏深度为0.20 m，0.41m、0.86m；方案二支护条件下，最大塑性区 破坏深度为0.18m、0.29m、0.70m；方案三支护条 件下， 最大塑性区破坏深度0.17m、0.60m、1.20 m。 对比方案一和方案二，可以说明槽钢联合锚索， 能够有效提高支护系统对围岩变形的控制作用，塑 性区范围减小； 对比方案二和方案三可以看出，顶 板采用槽钢联合锚索，锚杆间排距越大，支护系统 对围岩变形的控制作用反而减弱， 塑性区范围增 加。 2.3围岩变形特征分析 表2围岩变形量统计 在原岩应力条件下，即K为1时，三种方案巷道 围岩的变形量相对较小，且不同支护方案之间相差 不大；但随着应力集中系数不断增大，即K大于1时， 相同支护方案的巷道围岩在支承压力影响下，围岩 变形量随K值增大而逐渐增大。 同一K值，巷道施加 槽钢支护能够有效控制围岩变形，增大锚杆间排距 会增大巷道围岩变形量。 图9顶板桁架串锚索支护现场效果 由图9可以看出， 相比原支护条件下巷道围岩 控制效果，S8104回风巷顶板采用桁架联合锚索支 护技术后，围岩控制效果较原支护效果好，顶底板 及两帮均未出现较明显的大变形。 图10测站布置 最大位移量K1K2K3 方案一 顶板，mm24.654.490 两帮，mm42.6134.8267.2 方案二 顶板，mm24.149.375 两帮，mm40.6123.8240.3 方案三 顶板，mm25.257.297 两帮，mm47146.1287.4 67 江西煤炭科技江西煤炭科技2020年第2期 对现场采用的两种巷内支护方案顶板锚杆受 力情况和顶底板相对移近量进行监测，监测站布置 见图10，每个测站安设一个锚杆压力测点和一个顶 底板相对移近量监测点。 图11锚杆锚固力监测数据 从图11中可以看出，两种支护方案测点锚杆锚 固力变化存在较大差异。 原支护条件下，测站1在距 离工作面大于50m时，锚杆轴力小于10kN，说明测 点位置未受采动影响，巷道围岩仍然处于相对稳定 状态；在距离工作面小于50m时，锚杆轴力开始呈 线性增长，测点位置开始受采动应力影响；在距离 工作面10m时，锚杆轴力突增随后骤降，说明测点 位置顶板围岩在超前支承压力作用下离层严重，锚 杆脱锚，巷道围岩失去控制。 支护方案改进后，锚杆 轴力小于10kN的范围比原方案提高20m，即测站2 在距离工作面30m时， 候锚杆应力开始线性增加， 在距离工作面还有5m时， 锚杆轴线应力增加到最 大，但没有失效，说明锚杆锚固力能够一直维持巷 道围岩稳定，巷道在超前支承压力作用下离层现象 得到有效控制。 图12顶底板移近量监测结果 从图12中可以看出，当工作面还在测站后方较 远处时，巷道未受到采动影响，测站1、测站2的顶底 板移近量只有20mm左右。 受采动影响后，测站1在 距离工作面55m处，顶底板移近量随着工作面的推 进跳跃式突增，在距离工作面还有10m时，顶底板 移近量为146mm；测站2随着工作的推进，顶底板移 近量增速较缓， 在距离工作面40m时才明显上升，在 距离工作面10m时， 顶底板移近量最大值为71mm。 综上所述，采用新的支护方案后，顶底板移近量得 到很好控制，有效地保证了工作面安全生产。 1）高应力集中对巷道围岩变形破坏影响显著， 应力集中系数K值越大，巷道塑性区范围急剧增大， 顶板及两帮位移增加亦显著。 2）采用方案二锚杆间排距800mm、顶板施加槽 钢联合锚索支护可有效减少围岩破坏范围，降低巷 道边角的应力集中程度。 3）方案二支护现场实测锚杆锚固力足，顶底板 移近量小，可有效控制巷道围岩变形。 参考文献 ［1］ 康红普，牛多龙，张镇，等.深部沿空留巷围岩变形特 征与支护技术［J］.岩石力学与工程学报，2010（10） 1977-1987． ［2］ 严红，何富连，徐腾飞．深井大断面煤巷双锚索桁架 控制系统的研究与实践［J］.岩石力学与工程学报， 2012（11）2248-2257． ［3］ 张志康，王连国，单仁亮，等.深部动压巷道高阻让压支护 技术研究［J］.采矿与安全工程学报，2012，29（1）33-37． ［4］ 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控［M］.徐州中国 矿业大学出版社，1994． ［5］ 方新秋，何杰，何加省，等.深部高应力软岩动压巷道加 固技术研究［J］.岩土力学，2009，30（6）1693-1698． ［6］ 吴顺川，高谦，刘福军，等.二次动压巷道支护设计与参 数优化［J］.北京科技大学学报，2006，28（3）215-218． 作者简介徐云飞（1990-），男，山西长治人，2016年6月毕 业于安徽理工大学采矿工程专业，助理工程师，现从事矿井 设计工作。 收稿日期2020-02-06编 辑张小军 68