張向東 呂金偉 周新勍 高 飛

(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué)土木與交通學(xué)院,遼寧 阜新 123000;2.同煤集團朔州煤電鐵峰煤業(yè)有限公司,山西 朔州 037200)

特厚煤層大斷面巷道支護設(shè)計及分析

張向東1呂金偉1周新勍1高 飛2

(1.遼寧工程技術(shù)大學(xué)土木與交通學(xué)院,遼寧 阜新 123000;2.同煤集團朔州煤電鐵峰煤業(yè)有限公司,山西 朔州 037200)

在特厚煤層中掘進的巷道，巷道周圍圍巖均是煤巖。為了進一步研究特厚煤層中巷道周圍煤體的變形和破壞特征，確定合理有效的支護形式和支護參數(shù)，保證煤礦的安全順利生產(chǎn)，選取南陽坡5#煤層中的1條巷道為研究對象，巷道斷面形式為圓弧拱形，寬4.3 m，弧頂高度3.4 m，為大斷面巷道。在確定巷道斷面形狀和尺寸的基礎(chǔ)上，對巷道進行支護設(shè)計，并結(jié)合現(xiàn)場監(jiān)測和數(shù)值模擬方法，確定了錨-網(wǎng)-索支護方案。工程實踐表明：該方法能夠有效的控制巷道周圍煤巖的變形，支護效果好，兩幫和頂板的位移得到了有效的控制，巷道變形短期內(nèi)即趨于平穩(wěn)。且支護成本大大降低，支護采用錨桿錨索，減少了支護所用時間。該支護方法具有較高的應(yīng)用價值，應(yīng)積極推廣應(yīng)用于生產(chǎn)。

大斷面煤巷 支護 監(jiān)測 數(shù)值分析

煤作為重要能源之一，大部分均深埋于地下，許多國家展開了對深埋地下煤炭資源的力學(xué)、熱力學(xué)、滲流、化學(xué)和長期穩(wěn)定性試驗研究[1]，許多室內(nèi)三軸試驗證實，煤的彈性模量和黏聚力要明顯小于相鄰上下層的巖石[2-5]。巷道開挖后在巷道周圍會產(chǎn)生很大的應(yīng)力集中，從而導(dǎo)致巷道周圍圍巖產(chǎn)生損傷而破壞[6]。在國內(nèi)，許多學(xué)者對煤巷進行了大量的研究，康紅普、王金華等[7]提出高預(yù)應(yīng)力、強力錨桿支護系統(tǒng)，配合注漿可以有效控制圍巖的大變形。黃萬鵬[8]將巖石流變及其擾動效應(yīng)理論應(yīng)用于深井巷道工程實踐中，推導(dǎo)出了巷道圍巖保持長期穩(wěn)定所需要的支護反力的計算公式。

南陽坡5#煤層為特厚煤層，平均厚度達11 m，極易發(fā)生頂板離層和冒頂。因此優(yōu)化巷道的設(shè)計對南陽坡礦的生產(chǎn)具有重要的現(xiàn)實意義。在厚煤層中掘進大斷面巷道，解決巷道變形大、整體穩(wěn)定性差的問題顯得尤為重要。

1 巷道的支護設(shè)計

5#煤層408-2巷道，深度270 m左右，巷道周圍圍巖全部是煤炭。煤層上下層以泥巖為主，圍巖強度較弱，地應(yīng)力不大。所以綜合考慮巷道的服務(wù)年限和用途及巷道圍巖性質(zhì)和地應(yīng)力，選取巷道斷面形式為圓弧拱形。取408-2掘進工作面的煤塊試樣，并對其進行室內(nèi)實驗，得到其物理力學(xué)指標如表1所示。

表1 煤物理力學(xué)指標

依據(jù)煤的物理力學(xué)指標對南陽坡礦408-2掘進面巷道進行支護設(shè)計，巷道支護設(shè)計如圖1所示。頂部錨桿沿圓弧形間距為1 m，幫部錨桿間距為1 m，第一道錨桿距離底板1.15 m。錨桿均采用螺紋鋼錨桿，排距為1 m，直徑22 mm，長度2 200 mm。錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm的鋼托盤。頂板錨索布置如圖1所示，平面采用1-2-1布置形式，錨索斷面與相鄰錨桿斷面間距0.5 m，錨索排距為1 m，錨索直徑15.7 mm，長度5 000 mm，錨索用托盤為350 mm×350 mm×20 mm的大托盤。錨桿錨索端部均采用CK2370快速錨固劑錨固。金屬網(wǎng)由直徑6 mm鋼筋制作，網(wǎng)格尺寸為10 mm×10 mm，鋼帶由直徑為12 mm的圓鋼自制而成。

圖1 巷道支護設(shè)計

2 巷道的模擬分析

2.1 模型建立

采用Midas GTS軟件對巷道的開挖及支護過程進行模擬，并對支護設(shè)計進行檢驗和評價。巷道周圍圍巖全部是煤體，煤層平均厚度達11 m，上下層以砂質(zhì)泥巖為主，層中局部夾有砂巖，模型中采用的泥巖與煤的主要力學(xué)參數(shù)如表2所示，支護主要材料參數(shù)如表3所示。模型尺寸取60 m×70 m×80 m，上下2部分為砂巖，中間為煤層，巷道埋深270 m左右，所以在模型上部施加5 MPa的壓應(yīng)力。每步施工步驟開挖為4 m，每步挖完即進行支護。模型中錨桿、錨索采用直線單元模擬，金屬網(wǎng)采用面單元模擬。模型共29 172個節(jié)點，25 840個單元，模型網(wǎng)格圖如圖2所示。

表2 煤巖體數(shù)值計算參數(shù)

表3 支護材料數(shù)值計算參數(shù)

圖2 三維模型

2.2 模型分析

在計算中記錄兩幫節(jié)點1、節(jié)點2和頂板節(jié)點3的位移值，分別計算巷道在支護前和支護后頂板及兩幫的位移值，以此來檢驗方案的可行性，具體見表4。結(jié)果表明：該設(shè)計方案可以有效地控制巷道圍巖的變形，保證巷道的穩(wěn)定性。

表4 支護前后圍巖變形

3 現(xiàn)場監(jiān)測

巷道圍巖的變形監(jiān)測是評價巷道支護是否有效的重要方式，巷道變形監(jiān)測可以有效地反映在巷道實際掘進過程中圍巖的演變規(guī)律，煤巷周圍煤體在應(yīng)力重分布作用下會表現(xiàn)出變形和塑性區(qū)煤體裂縫的持續(xù)發(fā)展。因此要通過監(jiān)測來完善和改進支護參數(shù)，保證巷道的安全性和穩(wěn)定性。

3.1 變形監(jiān)測

3.1.1 監(jiān)測方案

本工程巷道的變形監(jiān)測共選取2個監(jiān)測測站，測站1距離輔助運輸大巷50 m，測站2距離輔助運輸大巷100 m。采用JSS30A型數(shù)顯式收斂計。測點布置為3點式，即兩幫中點和頂板中點設(shè)置測點觀測兩幫和頂板的變形量[9-10]，變形曲線見圖3、圖4所示。

圖3 測站1變形曲線

圖4 測站2變形曲線

3.1.2 結(jié)果分析

測站1的數(shù)據(jù)顯示巷道頂板下沉在11 d后趨于穩(wěn)定，累計下沉量為19.3 mm，巷道幫部變形在9 d后趨于穩(wěn)定，兩幫累計向內(nèi)收斂量為6.1 mm。測站2的數(shù)據(jù)顯示巷道頂板在監(jiān)測期間持續(xù)下沉，在11 d后趨于穩(wěn)定，累計下沉量為18.6 mm，而幫部變形也在11 d后趨于穩(wěn)定，兩幫累計向內(nèi)收斂量為5.9 mm。

綜上，巷道在開挖后開始變形，從初期開始變形逐漸加大，然后經(jīng)過幾天變形加速期后，巷道變形趨于穩(wěn)定。巷道變形趨于穩(wěn)定約需要11 d左右。頂板累計下沉最大位移量為19.3 mm，兩幫累計向內(nèi)最大收斂量為6.1 mm。因此，針對此巷道設(shè)計的錨-網(wǎng)-索的支護方法對巷道變形的控制非常有效。

3.2 錨桿錨索監(jiān)測

3.2.1 監(jiān)測方案

錨桿錨索監(jiān)測測站位置設(shè)在距離輔助運輸大巷200 m左右處，對頂板的錨索和錨桿共設(shè)置4個MCS-400型錨索錨桿測力計。錨桿錨索測力計布置如圖5所示。錨索錨桿受力曲線如圖6所示。

圖5 錨桿錨索測力計布置

圖6 錨桿錨索受力曲線

3.2.2 結(jié)果分析

錨索錨桿受力監(jiān)測曲線顯示，布置在頂板中間的錨索①最大工作阻力為36.4 kN，在支護初期應(yīng)力增長速率較快，在7 d后進入穩(wěn)定增長期間，一直到19 d后趨于穩(wěn)定。錨桿②最大工作阻力8.2 kN，錨桿③和錨桿④因為以頂板中間對稱布置，所以受力非常接近。錨桿③最大工作阻力6.4 kN，錨桿④最大工作阻力6.1 kN。錨桿的應(yīng)力增長速率較慢，在應(yīng)力逐漸增長13 d左右后趨于穩(wěn)定。

4 結(jié) 論

(1)厚煤層巷道周圍圍巖全部是煤體，一般煤炭力學(xué)參數(shù)要比其他種類的巖石弱，經(jīng)常出現(xiàn)大變形或開裂松動，此類巷道應(yīng)加強支護，保證巷道穩(wěn)定和安全。

(2)錨-網(wǎng)-索的支護方法可以有效地控制圍巖的變形，是非常有效的支護方法。但是對于斷層帶的巷道支護設(shè)計，應(yīng)該通過實驗確定巖石力學(xué)參數(shù)后進行特殊設(shè)計。

(4)采用數(shù)值方法模擬的巷道，可以用來對支護設(shè)計進行預(yù)評價，模擬的數(shù)據(jù)與現(xiàn)場實際監(jiān)測數(shù)據(jù)相近，有一定的參考價值。

(4)巷道監(jiān)測是評價巷道支護設(shè)計是否成功的主要方法，應(yīng)注重監(jiān)測環(huán)節(jié)，及時反饋監(jiān)測數(shù)據(jù)優(yōu)化設(shè)計，保證生產(chǎn)的安全順利進行。

[1] Hoek E.Rock Mechanics[M].London：Institution of Mining and Metallurgy，2000.

[2] 劉倡清.綜放變寬度煤柱回采巷道圍巖變形規(guī)律及其控制技術(shù)[D].西安:西安科技大學(xué)，2011. Liu Changqing.Deformation Failure Law of Surrounding Rock and Control Technology for Gateway with Variable Width of the Coal Pillar in Fully-mechanized Caving Face[D].Xi ′an：Xi ′an University of Science and Technology，2011.

[3] 魏學(xué)松.臥龍湖礦沿空留巷圍巖控制技術(shù)研究[D].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)，2008. Wei Xuesong.Study on the Surrounding Rock Control Theory of Gob-Side Entry Retaining Returning in Wolonghu Coal Mine[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology，2008.

[4] 沈運才.近距離采空區(qū)下松散煤層巷道支護技術(shù)研究[D].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)，2008. Shen Yuncai.Study on the Support Technology of the Roadway in the Loose Coal Seam Below Close Range Goaf [D].Xuzhou:China University of Mining and Technology，2008.

[5] 劉 剛.煤巖單軸與三軸壓縮試驗研究[J].煤礦安全,2013(7):4-6. Liu Gang.Experimental study of coal rock uniaxial and triaxial compression [J].Safety in Coal Mines，2013(7):4-6.

[6] Jing L R.A review of techniques，advances and outstanding issues in numerical modeling for rock mechanics and rock engineering[J].International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences,2003,40(3):283-353.

[7] 康紅普,王金華,等.煤礦巷道錨桿支護應(yīng)用實例分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報,2010，29(4):649-663. Kang Hongpu，Wang Jinhua，et al.Case studies of rock bolting in coal mine roadways [J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering，2010，29(4):649-663.

[8] 黃萬鵬.深井巷道非對稱變形機理與圍巖流變及擾動變形控制研究[D].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)，2012. Huang Wanpeng.Analysis on the Laws of Deep Tunnel′s Asymmetric Deformation and Control Technology of Surrounding Rock′s Rheological and Disturbed Deformation[D].Xuzhou:China University of Mining and Technology，2012.

[9] 張向東,黃開勇,等.軟巖條件下大斷面巷道支護技術(shù)的實踐與研究[J].力學(xué)與實踐,2012,34(2)： 34-37. Zhang Xiangdong，Huang Kaiyong，et al.The practice and research of large-section roadway supporting technology under the conditions of soft rock[J].Journal of Mechanics and Practice，2012,34(2):34-37.

[10] 劉夕才,林韻梅.軟巖巷道彈塑性變形的理論分析[J],巖土力學(xué),1994,15(2)：27-35. Liu Xicai，Lin Yunmei.Theoretic analysis of elastoplastic deformation for the tunnel in soft rocks [J].Rock and Soil Mechanics，1994，15(2):27-35.

(責(zé)任編輯 石海林)

Support Design and Analysis of Large Section Roadway in Extremely Thick Coal Seam

Zhang Xiangdong1Lu Jinwei1Zhou Xinqin1Gao Fei2

(1.InstituteofCivilEngineeringandTransportation，LiaoningTechnicalUniversity，F(xiàn)uxin123000，China; 2.TiefengCoalIndustryCo.，Ltd.ofDatongCoalMineGroupShuozhouCoalElectricity，Shuozhou037200，China)

For roadway driven in extremely thick coal seam，there are all coal seam around surrounding rock.In order to further study the deformation and failure characteristics of coal mass in extremely thick coal seam，to determine the effective support forms and parameters and ensure the safety in production，a roadway at Nanyangpo No.5 coal seam is chosen as a research object.It is a large section roadway with cross section form of circular arch 4.3 m wide and roof 3.4 m high.On the basis of determination of the roadway shape and size，roadway supporting design is made.Combining with the field monitoring and numerical simulation，an anchor-mesh-cable support is proposed.Engineering practice shows that：this method can effectively control the deformation of coal rocks around the roadway with good supporting effect.The two-side and roof displacements of roadway have been effectively controlled.The roadway deformation is leveled off in the short term.As well，the supporting cost is greatly reduced and the support period is reduced with anchor rod and anchor cable.This support method owns a high practical value and should be actively popularized in production.

Large section roadway，Support，Monitoring，Numerical analysis

2014-04-05

國家自然科學(xué)基金項目(編號：51174268)。

張向東(1962—)，男，教授，博士研究生導(dǎo)師。

TD353

A

1001-1250(2014)-08-029-04