景康飛 張召千 仝 峰 谷 愷 崔 凱

(太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024)

大跨度破碎煤層巷道圍巖控制及支護技術(shù)

景康飛 張召千 仝 峰 谷 愷 崔 凱

(太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西 太原 030024)

針對王莊煤礦3045工作面回風順槽跨度大、煤層破碎、巷道變形破壞嚴重的情況，為提高該巷道圍巖控制質(zhì)量，首先分析了大采高小煤柱巷道圍巖的變形及受力特征；通過運用極限平衡理論合理確定煤柱尺寸、對大跨度破碎煤層巷道圍巖控制機理進行分析，并結(jié)合王莊3045工作面實際情況給出了相應的圍巖控制技術(shù)方案?；谠^桿支護方案已不適應圍巖控制要求，運用正交試驗及數(shù)值模擬對原巷道支護參數(shù)進行優(yōu)化。通過巷道表面及深部位移觀測結(jié)果得知：沿空掘巷期間巷道表面最大位移量230 mm，工作面采動期間最大位移量1 049 mm，變化量均在工程允許范圍內(nèi)。工程實踐證明圍巖控制效果顯著。研究實踐結(jié)果對于其他大跨度破碎煤層條件下大采高小煤柱巷道圍巖控制及支護參數(shù)選擇具有指導意義。

大采高 小煤柱 破碎煤層 聯(lián)合支護 圍巖控制 正交試驗

大采高綜合機械化采煤法自上世紀80年代引入我國后得到了大力發(fā)展，在大采高綜采采煤法應用中小煤柱的提出進一步拓展了這一理論體系。目前大采高綜采采場的圍巖控制技術(shù)[1-2]已取得較好成績，但沿空留巷大跨度破碎煤層的圍巖控制及支護技術(shù)有待改進。因此，根據(jù)三元煤業(yè)王莊煤礦3045工作面回風順槽實際工程情況，運用正交試驗原理、理論計算、理論分析和數(shù)值模擬方法開展對大跨度破碎煤層回采巷道圍巖控制的研究，并成功用于工程實踐。

1 工作面概況

王莊煤礦煤層厚度為4.65～5.2 m，平均厚度為5.0 m左右，含0～1層夾矸，煤層傾角為2°～7°，采用大采高綜采后退式自然跨落采煤法，主采3#煤層，埋深223 m,煤質(zhì)中硬。3045工作面回采巷道長度為1 710 m，凈寬5.0 m，凈高3.5 m，采用煤柱護巷。沿空掘巷期間，礦壓顯現(xiàn)劇烈，巷道圍巖片幫破碎情況嚴重?；夭善陂g，應力疊加加劇了巷道圍巖變形破壞，有些錨桿托板變形開裂、錨固力失效，甚至出現(xiàn)變形破斷跡象，不得不對原支護方案進行改進，對巷道進行二次維護。

2 大跨度破碎煤層巷道圍巖變形及受力特征分析

大采高小煤柱條件下大跨度破碎煤層的受力環(huán)境比較復雜，圍巖變形及受力特征如下[3-4]：

(1)巷道位于應力降低區(qū)。大采高小煤柱回采巷道兩幫均為煤體，強度較低，沿上區(qū)段采空區(qū)邊緣布置，處于應力降低區(qū)，對于巷道維護有利。

(2)巷道圍巖松散破碎。由于巷道位于煤體中，受力環(huán)境比較復雜，受上區(qū)段采空區(qū)側(cè)向支承壓力及本工作面采動影響，小煤柱巷道圍巖破碎變形量大，難以維護。

(3)回采期間應力集中程度大。本工作面采動使上覆巖層巖體結(jié)構(gòu)發(fā)生變化，應力重新分布，并向巷幫煤體轉(zhuǎn)移，致使巷道圍巖的外部載荷急劇加大，應力比較集中。

(4)巷道圍巖變形不均勻。巷道頂板位移量明顯大于巷幫位移量，由于煤柱幫受力環(huán)境更為復雜，煤柱幫變形量明顯大于實體煤幫。

3 大跨度破碎煤層巷道圍巖控制技術(shù)研究

3.1 確定合理的煤柱寬度

大采高小煤柱回采巷道的煤柱寬度留設是大跨度破碎煤層圍巖控制及支護成功的關(guān)鍵。沿空掘巷的煤柱寬度若選擇不當，將會通過巷道圍巖應力及巷道圍巖變形嚴重影響巷道穩(wěn)定性，這樣不僅起不到支撐作用，反而增加巷道的維護難度。根據(jù)極限平衡理論來計算小煤柱寬度B。

(1)

式中，x1為煤柱塑性區(qū)寬度，m；x2為在支護參數(shù)設計模擬后確定的錨桿有效支護長度基礎上增加15%的富裕系數(shù)，計算得1.5 m；x3為煤柱穩(wěn)定性系數(shù)確定的寬度,取0.2(x1+x2)。

(2)

式中，m為小煤柱護巷高度,3.5 m;A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，μ為泊松比，取μ=0.1，則A=0.1；γ為巖層平均容重，取25 kN/m3；C0為煤體的黏聚力，1.5 MPa；k為應力集中系數(shù)，取3；H為巷道埋藏深度，取200 m；φ0為煤體的內(nèi)摩擦角，24.3°；Px為對煤幫的支護阻力,因上區(qū)段采空區(qū)側(cè)為錨桿支護,取 0.2 MPa。

計算得x1=3.36 m，確定煤柱的留設寬度B=5.8 m。

3.2 大跨度破碎煤層巷道圍巖控制機理分析[5-7]

(1)提高圍巖強度。沿空掘巷后塑性區(qū)會不斷變大，為充分發(fā)揮塑性狀態(tài)巖石的承載能力，及時阻止處于彈性狀態(tài)的巖石繼續(xù)塑變，通過錨桿支護構(gòu)成整體錨固系統(tǒng)來避免巷道失穩(wěn)。研究表明，錨桿支護能有效增強錨固體強度，將圍巖由二向應力狀態(tài)轉(zhuǎn)化為三向應力狀態(tài)，強化頂板及緩解兩幫壓力，提高圍巖穩(wěn)定性。

(2)具有緩沖讓壓作用。僅僅靠提高支護強度控制圍巖變形還不夠，巷道的支護體系應有一定的讓壓作用。圍巖巷道在超前支撐壓力及工作面采動影響下依然發(fā)生較大變形，錨梁網(wǎng)聯(lián)合支護體系呈現(xiàn)整體的可壓縮性，能夠有效緩解外部載荷過大或內(nèi)力突變造成巷道大范圍變形失穩(wěn)。

(3)保證支護的連續(xù)性。工作面采動使巷道兩幫煤體產(chǎn)生次生裂隙發(fā)育，即原生裂隙張開并產(chǎn)生新的裂隙，從而增加了圍巖變形破碎程度，錨固力失效，錨桿支護不能充分發(fā)揮作用，通過噴射混凝土與注漿加固，能提高煤柱強度，同時可保證錨桿受力的可靠性和連續(xù)性。

(4)應力集中點加強支護。針對應力集中程度較大的點位，可通過安裝小孔徑高強度預緊力錨索，或通過單體支柱、帶帽點柱進行加強支護，使得薄弱點的巷道變形得到特殊控制，從而保證巷道的穩(wěn)定性。

3.3 大跨度破碎煤層巷道圍巖控制對策

(1)合理選擇巷道位置，為圍巖控制創(chuàng)造有利的應力環(huán)境。

(2)通過“錨網(wǎng)梁索+注漿加固、噴射混凝土+帶帽點柱”的聯(lián)合支護技術(shù)，形成整體錨固系統(tǒng)，有效提高圍巖強度，實現(xiàn)可縮讓壓及連續(xù)支護，加強薄弱點支護，從而保證破碎煤層巷道的穩(wěn)定性。

(3)通過支護參數(shù)方案設計和數(shù)值模擬確定錨桿個數(shù)、錨桿排距、錨桿直徑、錨桿長度及錨索個數(shù)，充分發(fā)揮錨桿主動支護的優(yōu)勢。

3.4 大跨度破碎煤層回采巷道支護參數(shù)設計與數(shù)值模擬結(jié)果分析

3.4.1 方案設計

為了分析大采高小煤柱條件下破碎煤層巷道錨桿支護參數(shù)及不同錨桿支護參數(shù)的各個水平對巷道圍巖表面位移量的影響，采用正交試驗法[8]進行方案設計。

選擇每排錨桿個數(shù)、錨桿直徑、錨桿長度、錨桿排距和錨索個數(shù)5個主要支護參數(shù)作為正交實驗的因素，各對應4個水平。表1為正交試驗因素水平表。

表1 因素水平表Table 1 Factor levels table

根據(jù)表1建立16個數(shù)值模擬方案，并用試驗號確定,見表2。模擬對象為每個方案對應的實體煤幫、煤柱幫、頂板和底鼓的位移量，以此作為研究錨桿支護參數(shù)對巷道變形和破壞的影響。

表2 正交設計方案Table 2 Orthogonal design scheme

3.4.2 模擬結(jié)果分析

通過對掘巷影響期間不同方案對應的頂板下沉量、底板底鼓量、實體煤幫和煤柱幫的位移量進行模擬，得到模擬結(jié)果，根據(jù)結(jié)果求出各因素不同水平下的均值和極差，得出直觀分析結(jié)果，并作出各因素對巷道變形破壞影響的直觀分析見圖1～圖5。

圖1 錨桿根數(shù)對巷道位移量影響Fig.1 Influence of anchor numbers on displacement of roadway◆—頂板；■—底鼓；▲—實體煤幫；●—煤柱幫

圖2 錨桿排距對巷道位移量影響Fig.2 Influence of anchor row spacing on displacement of roadway◆—頂板；■—底鼓；▲—實體煤幫；●—煤柱幫

圖3 錨桿直徑對巷道位移量影響Fig.3 Influence of anchor diameter on displacement of roadway◆—頂板；■—底鼓；▲—實體煤幫；●—煤柱幫

圖4 錨桿長度對巷道位移量影響Fig.4 Influence of anchor length on displacement of roadway◆—頂板；■—底鼓；▲—實體煤幫；●—煤柱幫

圖5 錨索根數(shù)對位移量影響圖Fig.5 Influence of anchor cable numbers on displacement of roadway◆—頂板；■—底鼓；▲—實體煤幫；●—煤柱幫

由模擬結(jié)果圖1～圖5可知，增加錨桿強度、錨桿根數(shù)、錨桿長度、錨索支護會減小圍巖變形量，而增加錨桿排距，會增加圍巖變形量，結(jié)合模擬結(jié)果和工作面實際情況確定大采高小煤柱巷道的頂板和巷幫支護參數(shù)。

(1)頂板支護。頂板錨桿選用φ22 mm×2 400 mm，每排6根錨桿，間排距900 mm×900 mm，采用樹脂加長錨固，每孔K2335與Z2360錨固劑各1支，鉆孔直徑28 mm，錨固長度為1 300 mm，錨固力為130 kN。鋼筋托梁采用φ16 mm×4 700 mm×90 mm。經(jīng)緯金屬網(wǎng)采用50 mm×50 mm 16#鉛絲聯(lián)接。錨索采用φ17.8 mm×6 000 mm，每排2根，間排距1 800 mm×1 800 mm。樹脂加長錨固，每孔3支錨固劑，K2335一支，Z2360兩支，鉆孔直徑28 mm，錨固長度1 800 mm。預緊力220 kN。

(2)巷幫支護。巷幫錨桿選用φ22 mm×2 400 mm，每排每幫5根錨桿，間排距900 mm×800 mm，采用樹脂加長錨固，每孔2支錨固劑， K2335和Z2360各1支，鉆孔直徑為28 mm，錨固長度為1 300 mm。錨固力為130 kN。經(jīng)緯金屬網(wǎng)，網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm16#鉛絲聯(lián)接，鋼筋托梁φ16 mm×3 400 mm×90 mm。

3.5 應用效果分析

(1)表面位移觀測分析：巷道表面位移觀測共設計4個測點，間隔60 m。掘巷期間，巷道表面出現(xiàn)一定程度的變形，然后進入穩(wěn)定階段，該階段巷道變形不大于230 mm。工作面采動期間，巷道兩幫位移量大于頂?shù)装逦灰屏浚畲蟛怀^1 049 mm，破壞程度在工程允許范圍。

(2)深部位移觀測分析：分別在煤柱幫、實體煤幫、頂板選擇不同深度的5個測點，測試深度最大分別為4、5、7 m。掘巷期間，變形量都很小，不超過35 mm。工作面采動期間，頂板位移量>煤柱幫位移量>實體煤幫位移量，且最大不超過650 mm。數(shù)據(jù)總體說明圍巖控制效果顯著。

4 結(jié) 論

(1)大采高破碎煤層巷道圍巖變形及受力比較復雜，有其特殊性，不利于巷道支護，巷道圍巖控制難度大。

(2)根據(jù)煤柱合理留設的原則，運用理論計算得出該巷道煤柱寬度5.8 m。通過圍巖控制理論分析，提出“錨網(wǎng)梁索+噴射混凝土、注漿加固+帶帽點柱”的聯(lián)合支護方案，但需要加強對煤柱支護，從而保證巷道圍巖的整體穩(wěn)定性。

(3)結(jié)合正交試驗及數(shù)值模擬得到了王莊煤礦3045工作面回風順槽的錨桿支護參數(shù)。應用效果分析表明該類巷道圍巖變形有自身特點，圍巖控制效果顯著。

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(責任編輯 石海林)

Surrounding Rock Control and Supporting Technology of Roadway with Large Span and Broken Coal Seam

Jing Kangfei Zhang Zhaoqian Tong Feng Gu Kai Cui Kai

(CollegeofMiningEngineering,TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China)

In view of the situations of No.3045 working face in Wangzhuang coal mine,such as large span of roadway,broken coal seam,and large deformation of roadway,the characteristics of the deformation and stress of roadway surrounding rocks with large mining height and narrow coal pillar is analyzed in order to improve the control ability of roadway.Through the limit equilibrium theory,the coal pillar size is reasonably determined,and the control mechanism of roadway surrounding rock with large span and broken seam is analyzed.Then,combined with the actual situation of No.3045 working face in Wangzhuang mine,the corresponding technical solutions for surrounding rock control is given.Since the original bolting program has not adapted the requirement of surrounding rock control,the original supporting parameters are optimized with application of orthogonal method and numerical simulation.The observation on displacement of roadway surface and deep roadway indicated that:maximum displacement of the roadway surface along goaf is 230 mm,maximum displacement during mining is 1 049 mm.These variations in the practical project are within the allowable range.Engineering practice has proved that this support technology has a significant effect on surrounding rock control.The research result provides guidance for controlling surrounding rock with large-span and broken seam and selecting the supporting parameters.

Large mining height,Narrow coal pillar,Broken coal seam,Combined support,Surrounding rock control,Orthogonal experiment

2014-05-21

景康飛 (1986—)，男，碩士研究生。

TD823

A

1001-1250(2014)-10-042-04