软煤硬顶的大断面煤巷变形破坏机理及控制研究

李 慧

（太原理工大学 矿业工程学院，山西 太原 030024）

王家庄煤矿为改扩建矿井，正在开拓15号煤层，顶板为K2石灰岩的坚硬顶板，煤质软，巷道形成20 d后就产生片帮，2月后片帮更加严重，经分析，软煤坚硬顶板是工程建设的主要问题。坚硬顶板具有节理裂隙不发育、整体性好、强度高、厚度大等特点，其矿压显现较其它顶板更为强烈，是长期以来困扰采矿界的一大难题。由于顶板坚硬、煤质软，巷道开挖后形成“简支梁”结构，易造成煤壁片帮或整体下沉。本文以王家庄煤矿150101运输顺槽为例，研究软煤坚硬顶板大断面煤层巷道的变形破坏机理，提出了合理的巷道支护方式及支护参数，能为煤矿安全生产提供科学依据。

1 矿业工程地质概况

王家煤矿15号煤层厚4.15～5.03 m、平均4.32 m，倾角5～9°，平均埋深206m，结构简单，含1层夹矸。顶板为K2石灰岩，厚度为5.60～9.50m、平均7.45 m，稳固性好。底板为泥岩或粉砂质泥岩，厚10.30～15.70m、平均12.90m。巷道沿煤层顶板掘进、全煤巷布置，矩形断面，净宽4.4m，净高4.3m，净断面积18.92m2，锚网支护。采用φ18mm×2000mm型全螺纹钢等强锚杆，顶锚杆间排距2000mm×1000mm；帮锚杆间排距900mm×900mm。巷道掘进期间，两帮变形较大、片帮严重；若进入回采期间，由于受超前支承压力的影响及应力场的重新分布，破坏程度可能会加剧，因此需加强巷道管理与支护。

2 变形破坏机理分析

2.1 变形破坏数值模型的建立

根据15号煤层赋存条件及围岩特性，采用离散元分析软件UDEC建立数值计算模型见图1，模型左、右边界为铰支，底部固支，上部为自由面，按所受覆岩的垂直应力计算。煤、岩物理力学特性，根据实验室测试结果取其平均值，如表1所示。

图1 数值计算模型

表1 煤、岩物理力学性能表

2.2 变形破坏数值模拟的分析

巷道开挖后，在无任何材料支护的情况下，其围岩变形破坏及应力分布，见图2。根据图2结果分析看出：

图2 无支护时的围岩变形破坏及应力分布图

1）巷道变形破坏范围大。主要发生在巷道两帮、两帮与底板交汇处，尤其两帮较为严重，甚至发生整体性的片帮，顶板破坏程度很小。巷道变形破坏先从两帮开始，接着发生底臌，但对顶板影响不大。

2）两帮变形量大于顶板变形量。两帮最大变形量达130 mm，顶板变形量仅6 mm，说明顶板完整性好、两帮受载大，形成“简支梁”承载结构。由于煤质软，承载能力有限，导致两帮变形，随着顶板与覆岩的运移及应力场的重新分布，将会引起两帮变形破坏加大，甚至整体下沉。

3）应力较集中。围岩应力主要集中于巷道两帮与顶、底板的交汇处，最大水平应力10 MPa，最大垂直应力8MPa，最大剪应力15MPa。

结合现场巷道开挖后的实际情况与数值模拟结果看出，造成巷道围岩变形破坏的主要原因是：煤体强度低、围岩承载能力低，巷道两帮是围岩控制重点。

3 支护方案数值模拟的分析

通过上述煤巷变形破坏机理可知：顶板变形破坏程度小，可对其不支护，但考虑到顶板可能会因暴露时间较长产生风化或遇破碎带、构造带产生脱落等现象，因此确定对其采用锚网支护。每排设3根锚杆，采用φ18mm×2000mm型全螺纹钢等强锚杆，间排距2000mm×1000mm。对于两帮，由于煤体软，需加强支护，根据理论计算并结合现场实际，两帮采用锚网支护，锚杆为φ18mm×2400mm型全螺纹钢等强锚杆，间排距850 mm×800 mm，金属网全用10号铁丝编制，网格100mm×100mm。

根据确定的支护方式与参数，采用数值模拟对其围岩变形与破坏进行分析，见图3。根据图3结果分析看出：

图3 支护后的围岩变形破坏及应力分布图

1）巷道整体稳定性能明显提高，变形破坏程度减小，尤其是两帮的完整性保持较好，两帮与底板交接处的变形破坏程度大大降低。

2）应力集中区域有了变化，主要分布于巷道顶板、两帮与顶板交汇处，最大水平应力9 MPa，最大垂直应力4.5MPa，最大剪应力4MPa。可见，由于锚杆的挤压加固作用，优化支护参数后，扩大了固化区域，使两帮松软煤体得以加固，改善了巷道的稳定性。

4 现场应用

针对软煤坚硬顶板大断面煤巷的变形破坏与支护效果，优化了王家庄煤矿150101运输顺槽的支护参数：帮锚杆采用φ18mm×2400mm型全螺纹钢等强锚杆，间排距850 mm×800 mm；顶锚杆仍用φ18 mm×2 000 mm型全螺纹钢等强锚杆，间排距2 000 mm×1 000 mm，顶角锚杆与水平面夹角70°；金属网全用10号铁丝编制，网格100 mm×100 mm；采用φ130mm×10mm的圆形铁托盘。

为了监测巷道支护参数改变后的变形，分别在顶板及两帮设置了三个监测点实时监测，根据监测统计，巷道顶板下沉量4 mm，两帮最大移近量105 mm和102 mm，顶板下沉量和两帮移近量都有降低，片帮现象得到改善。可见，通过支护参数优化，巷道围岩的变形得到一定控制，锚杆长度和间距的变化能增大锚固范围，对改善围岩稳定性起了重要作用。

5 结束语

1）结合现场实际，采用UDEC软件数值模拟分析，指出了无支护条件下巷道围岩变形破坏的主要原因：煤体强度低、围岩承载能力低。

2）提出了巷道的支护方案，优化支护参数后提高了围岩的稳定性，围岩变形得到很好控制，顶板、两帮的变形量分别降低33%、19%和21%，片帮现象得到明显改善。

3）以优化后的支护参数为指导，进行了现场试验，结果表明：锚杆长度和间距等的改变，增大了锚固范围，改善了围岩稳定性，取得了显著效果。

[1]安百富,周楠,张强.对拉工作面大断面巷道超前支护技术[J].煤矿安全，2012,43(3)：48-50.

[2]张亮,方新秋,郭辉.复合顶板松软煤层巷道变形破坏机理及合理支护设计[J].煤矿安全，2012,43(2)：63-66.

[3]王卫军,彭刚,黄俊.高应力极软破碎岩层巷道高强度耦合支护技术研究[J].煤炭学报，2011,36(2)：223-228.

[4]方树林.特厚夹层坚硬顶板大断面掘进巷道围岩变形特征与支护技术研究[J].煤炭工程，2012(2)：30-32.

[5]张向东,黄开勇,楚金祎.软岩条件下大断面巷道支护技术的实践与研究[J].力学与实践，2012,34(2)：34-37.