大倾角松软厚煤层回风平巷支护研究

2013-11-26赵文宜王国栋颜爱华

中国煤炭 2013年1期

赵文宜王国栋颜爱华

(1.山东裕隆矿业集团有限公司唐阳煤矿，山东省曲阜市，273100；2.国家安全生产监督管理总局研究中心，北京市朝阳区，100013)

1 工程概况

1.1 支护方式

杜家村矿井田地层基本构造形态为一单斜构造，地层倾角30～35°，最大45°，地层较简单。主采2＃煤层，直接顶和直接底多为泥岩、粉砂岩，较破碎，煤层松软。杜家村矿1201南回风平巷为近似矩形的梯形断面形式，破底板掘进。采用前探梁临时支护，工字钢棚永久支护形式。巷道的断面及支护示意图如图1所示。

1.2 变形破坏特征

1201巷道沿煤层的底板掘进，顶板和两帮围岩绝大部分都是松软的煤体，巷道成形初期，围岩应力重新分布并产生一定量的变形，经过一个月后开始逐渐稳定，这一时期的变形主要表现为顶板的下沉，部分棚头的中部产生弯曲变形。

图1 1201南回风平巷支护断面示意力图

｀巷道成形3～4个月以后，巷道变形又开始加剧，破坏形式突出表现为顶板下沉量大，部分地段工字钢棚扭曲严重，支护刚度被破坏，顶棚沿巷道走向方向扭曲，棚腿也出现沿巷道表面滑移的情况，部分背板被折断。

回采期间，观测点在距离工作面煤壁110～90m时变形很小，处于回采影响范围以外；距离工作面煤壁小于90m以后，两帮收敛量和顶底板收敛量增速加大，说明巷道变形已经处于回采影响范围以内；距离煤壁距离小于25m时，巷道变形量急剧增加，特别是在20～5m的范围内，工作面每推进1m，两帮平均收敛38mm，顶底板平均收敛21mm。

2 1201南回风平巷变形机理分析

2.1 巷道断面因素

1201巷道断面为梯形，在有拐角的地方有较大的应力集中；在直长边容易出现拉应力。1201南回风平巷采用近矩形断面，并且巷道宽度大于高度，因此，巷道的顶、底板容易出现拉应力区。该巷道的顶板是松软的煤体，抗拉强度极低，在较低水平的拉应力下就会发生破坏，围岩破坏以后会发生碎胀，继而对支护体产生较大的附加应力，应力增大到一定程度，钢棚发生刚度破坏，如果不及时控制围岩继续变形，破碎的煤体会不断从金属网孔间漏出，并有可能引发冒顶。

2.2 支护方式因素

(1)1201南回风巷采用的是矿用工字钢金属支架支护，巷道变形量大且持续时间长，说明巷道支架-围岩系统处于给定变形状态。由于围岩变形过大，支架应力过大造成支架扭曲。

(2)巷道采用的是一次永久支护，支架在给定变形状态下支护阻力不断增大，当附加应力超过一定值时，支架破坏。

(3)由于支架棚头和棚腿之间是焊接的，可缩性很小。随着围岩的变形，支架不能够适时收缩以适应围岩的一定变形，导致支架-围岩系统不能达到耦合，不能够充分发挥支架的支护效果。

(4)支架不具备初始工作阻力。支架架设后没有进行壁后充填和喷射混凝土，而只是在支架后方加塞水泥背板，这种方式基本上不能够提供初始工作阻力，只是被动地承受围岩的变形。

上述原因说明1201南回风巷采用的支护形式不能适应巷道特殊的地质条件和断面形式。

3 回风平巷支护方式研究

3.1 新的巷道断面和支护方式的提出

分析本矿现在巷道的各种支护方案，比较后提出直墙切圆拱断面适中，可减少无效使用断面，同时减少掘进工作量和支护材料消耗，还能够使巷道顶部围岩处于较好的受力状态。由于锚杆支护兼有主动支护和柔性支护的特点，结合巷道的地质和围岩条件可考虑采用锚带网＋锚索支护的形式，见图2。

图2 巷道断面及支护方式

3.2 锚带网＋锚索支护数值模拟研究

运用FLAC3D分别模拟了巷道开挖以后在无支护状态和锚带网＋锚索支护状态下巷道的变形和围岩应力分布特点。有支护的巷道采用∅20mm×2500mm锚杆、全锚方式，并在顶板采用∅15.24mm×7000mm锚索、“五花”式布置，排距2400mm；用软件中内置的梁单元模拟目前矿上常用的尺寸为宽280mm、厚5mm的 “W”型钢带。

3.3 模拟结果

3.3.1 最大变形量

由模拟结果可知，无支护时围岩的最大变形量集中在拱顶左侧和左帮上部，最大变形量为576.3mm；支护状态下围岩最大变形量集中在左帮上部，最大变形量为239.42mm，可见，支护有效控制了围岩变形。由于拱顶有锚索的加强支护，拱顶的最大变形量在200mm左右，拱顶两根锚杆之间变形量大于锚杆处的变形量，变形云图显示沿钢带出现波浪状的花纹，这说明锚杆和钢带的联合支护作用得到有效地发挥。支护后左帮上部与拱顶相连的部位变形量最大，这个部位的锚杆会承受较大的变形附加力，现场中，这个部位的锚杆的托盘可能会因不能承受过大的托锚力而出现破坏。

3.3.2 围岩垂直位移

围岩垂直位移主要集中在顶底板，顶板部分煤体围岩的变形量明显大于岩体围岩，两种状态下顶板的最大下沉量分别为548.28mm和202.46mm，底板的最大鼓起量分别为163.06mm和112.52 mm，支护以后围岩的整体垂直位移得到了有效地控制。模拟计算过程中监测了拱顶和底板中部位置的变形过程，把变形数据导出绘制成变形量随计算时步变化曲线，如图3所示。

图3 监测点围岩垂直位移曲线图

底板中部位于煤体和岩体的交界处，支护前后底臌量变化不大，只有4.5mm左右，远小于煤体围岩底臌量。底板中部鼓起量达到最大值后开始减小，经过1000时步后又有少量的反弹。这是因为底板岩体变形到一定程度基本不再继续变形，而由于煤体较软，会继续变形而引起围岩的整体沉降，围岩的整体变形和局部变形合成导致底板监测点绝对位移出现这种特点。支护前后底板监测点的位移变化规律是相似的，但支护后底臌量有一定程度的降低，说明支护对抑制底臌也起到一定作用。支护前后，顶板监测点垂直位移变化较大，从540mm下降至120mm。从监测点顶板下沉量变化曲线看出，在2800时步之前，两种状态下的顶板下沉是一致的，之后则截然不同，无支护状态下顶板继续“高速”下沉，经过几次调整以后，到5500时步时开始稳定下来；在支护状态下，顶板下沉速率变得很小，到4500时步时就开始稳定下来。

3.3.3 围岩的水平位移

分析围岩的水平位移可知，无支护状态下，水平位移量大的部位主要集中在巷道的左帮和右帮上部围岩，即煤体围岩部分。左帮中上部最大水平位移量488.58mm，右帮上部最大水平位移量266.01mm。支护状态下，围岩的水平位移量得到有效控制，特别是右帮侧顶板岩体内的水平位移控制效果明显，左帮上部最大水平位移量228.36mm，右帮最大水平位移量173.87mm。可见，支护以后围岩的水平位移也得到了有效控制。两帮中部监测点水平位移随时步变化的曲线如图4所示。

右帮监测点位于岩体围岩部位，支护前后位移量都只有5mm左右，远小于左帮监测点位移。和顶底板的垂直位移变化规律相似，在2800时步之前，位移都在相对较高的速率下发生，这之后，无支护状态下两帮继续在较高的速率下变形，直至5000时步时开始稳定下来，支护状态下则位移速率减小，至4500时步就开始稳定下来。支护对控制左帮煤体的位移非常明显，而对右帮岩体部分的位移控制相对不明显。

因为锚杆、锚索都具有一定的延伸率，围岩变形初期，支护体产生弹性变形，允许围岩有一定量的变形，体现 “主动支护”和 “柔性支护”的特点，当超过锚杆 (索)的弹性极限以后，锚杆(索)体现应变强化的特点，支护体限制围岩的继续变形，相当于对巷道进行了 “二次支护”。因此，锚带网＋锚索支护方式对控制围岩的变形具有比较理想的效果。

3.3.4 围岩的最大主应力

分析巷道围岩的最大主应力可知，无支护状态下，煤体围岩中最大主应力为拉应力的区域，特别是沿顶板方向和左帮方向，拉应力的延伸深度可达巷道宽度的2～3倍。支护状态下，围岩中最大主应力为拉应力区的范围明显减少，且拉应力区都处于锚杆锚固范围以内。无支护状态下最大主应力中的最大拉应力为1.05kPa；支护后的最大拉应力为160.7kPa。可见，支护前围岩中最大主应力为拉应力的区域范围较大但应力数值很小，支护以后最大主应力为拉应力的区域范围明显减小，但应力数值相对较大。

图4 监测点围岩水平位移曲线图

3.3.5 最小主应力

分析最小主应力可知，对比两种状态下的应力云图可知，围岩中最小主应力为拉应力的部位都集中在底板右侧和右帮的下部等属于底板侧岩体的部位，范围大小大致相同。无支护状态下的最大拉应力数值为0.59MPa，支护后的最大拉应力数值为0.88MPa，变化较小，但相比之下，支护以后围岩中最小主应力的压应力数值普遍升高，应力梯度加大，使应力在较小的围岩范围内过渡到原岩应力水平。

通过对两种状态下围岩主应力的分析可知，锚杆支护后可以明显减少围岩中的拉应力分布范围，可以使围岩处于相对较高的压应力状态，对改善巷道围岩的应力状态效果显著。

3.3.6 围岩塑性区分布

支护以后围岩塑性区明显减小，特别是其在煤体中的发展得到了较好的控制。两种状态下，深部围岩的塑性破坏主要以剪切破坏为主；浅部围岩中，两帮和底板都发生拉破坏，但拱顶部分都没有发生拉破坏，说明拱形顶可以使围岩处于较好的受力状态以避免发生拉破坏。

综合分析巷道在无支护状态和锚带网＋锚索支护状态下围岩的变形、应力分布和塑性破坏的不同点得知，新提出的支护形式能够有效改善巷道围岩中的应力状态和控制围岩破坏和变形。