三软煤层回采巷道合理支护技术研究

姜祥振　李宁　何俊　

（1.河南神火煤业公司新庄煤矿，河南 永城 476600； 2.河南理工大学万方科技学院能源与材料工程系，河南 焦作 454000；3.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆 400037； 4.中煤科工集团重庆研究院，重庆 400037）

·矿业与水利工程·

三软煤层回采巷道合理支护技术研究

姜祥振1李宁2何俊3，4

（1.河南神火煤业公司新庄煤矿，河南 永城 476600； 2.河南理工大学万方科技学院能源与材料工程系，河南 焦作 454000；3.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆 400037； 4.中煤科工集团重庆研究院，重庆 400037）

本文通过理论分析，提出了回采巷道采用U型钢+锚杆（索）+金属网联合支护，运用数值模拟分析了该支护体系下围岩位移、应力及塑性区分布情况，并进行了现场验证。研究结果表明：该支护体系下巷道变形得到有效控制，保证了回采巷道的稳定性。

三软煤层；回采巷道；支护技术

三软煤层由于煤层及围岩岩性软弱，顶底板稳定性较差，顶板下沉量大，底鼓现象严重，巷道维护困难［1-3］。尤其是三软厚煤层全煤巷道，除顶底板变形严重外，巷帮受到垂直应力影响，巷道两帮破碎且易剥落，常规的支护方式难以满足巷道稳定性要求，该种条件下回采巷道支护问题一直是困扰煤矿开采的瓶颈［4-5］。因此，本文以12011工作面为工程对象，研究三软厚煤层回采巷道的合理支护方式。

1　工程背景概况

12011工作面开采煤层为二1煤，顶底板岩性较差，顶板较为破碎，巷道施工过程中地应力显现较为严重。经取样及岩石力学试验分析，12011工作面煤层较软，巷道顶底板岩性较差，且含有膨胀性较大的泥岩。巷道围岩应力较大，围岩稳定程度为Ⅳ类不稳定围岩，属典型的三软煤层。现在采用29U4250拱缩棚架棚支护，巷道变形量大，顶梁压弯、受挤压、卡缆压崩、棚腿倾斜及底鼓现象尤为突出，巷道稳定性较差，不仅影响巷道的施工速度及施工安全，同时极大地影响回采时巷道的安全使用。因此研究该种条件下回采巷道的支护方式，控制巷道变形量，加快巷道施工速度，降低巷道支护综合成本对于该矿来说意义重大。

2　三软回采巷道支护方式研究

2.1理论分析

巷道围岩为典型的三软煤岩层，在原有支护条件下，根据现场检测分析，由于顶板岩层松软破碎，其松散应力经巷道顶板传到巷帮，再经巷帮传给底板。若底板不采取措施，则在巷道顶板下沉的同时，出现底鼓现象。因此该类围岩条件下巷道支护的关键是围岩的综合控制，使巷道顶、帮、底板的支护形成一个整体。为此提出了采用锚杆（索）网+U型钢联合支护方式，来控制巷道顶底板及两帮变形，必要时在U型钢下加点柱提高支护强度，同时采用“松帮卸压”措施控制巷道两帮变形。

2.2数值模拟分析

依据12011工作面地质条件及岩石力学参数试验，模拟12011工作面运输平巷在无支护与采用上述联合支护条件下巷道围岩的位移、应力分布及围岩塑性区大小等情况。其中二1煤层埋深约670m，上边界施加的自重应力约16.6Mpa，底边界及左右边界为固定约束，上边界施加自重应力。数值模拟有无支护条件下，回采巷道位移分布、应力分布及塑性区分布分别如图1-图4所示。

从图1可以看到，无支护时巷道底臌量最大值为309mm，顶板下沉量最大值为168mm；在采用联合支护后，巷道附近及深部围岩位移量大大减小，底板位移最大值为90mm左右，顶板则只有50mm左右。说明支护结构改变了巷道围岩的受力状态，提高了围岩的强度。

图1　综合位移分布

图2　水平应力分布

图3　垂直应力分布

从图2和图3可以看出：无支护时，水平应力在距巷道顶板5m处以及距底板6m处出现应力集中，水平应力最大值顶底板相差不大，约为32Mpa，集中系数为1.93；在支护后，不同位置巷道附近及深部围岩水平应力分布均匀，应力集中的范围有明显缩小，顶板减小到1.5m左右，底板减小到4m左右，水平应力最大值为18Mpa，集中系数为1.08。说明支护使巷道围岩受力比较均匀，支护结构作用比较明显，提高了围岩进入塑性变形以后的剩余强度，大大降低了围岩深部水平集中应力。无支护时，垂直应力在距巷道两帮8m处出现应力集中，垂直应力最大值为23Mpa，集中系数为1.39；在采用联合支护后，不同位置巷道附近及深部围岩垂直应力等值线分布均匀，垂直应力最大值为19Mpa，集中系数为1.15。说明支护结构降低了围岩深部集中应力。

图4　塑性区分布

巷道围岩塑性区大小是影响其稳定性的重要因素，塑性区是巷道在开挖以后，围岩运移及应力重新分布的最终也是最直接的反映。从图4可以看出，无支护时，塑性区范围顶底板大于两帮，顶板的受拉单元范围依次增大，距巷道顶板的距离为1.5m。当有支护结构存在时，巷道塑性区范围大大减小，巷道顶板几乎没有受拉单元，说明支护结构使围岩的强度得到了提高，减少了巷道表面和深部围岩向开挖空间的运移。

3　现场应用及观测

根据上述分析，在12011工作面运输平巷应用联合支护方案，在运输平巷内共布置5个测站，测站间距为10m，采用十字交叉法进行了巷道两帮移近量及顶板移近量的观测，观测结果如图5、图6所示。

从5图中可以看出五个测站在前三天巷道间距变化量不大，稳定变形，第4-6天巷道变形量变大，第6天后变形减缓。第2测站在第4天变形量突增，考虑与施工有关。总体上讲，从第6天以后巷道变形稳定，变形量均小于10mm/d。从图6看出，在支护后6天巷道顶板下沉速率比较大，从第7天以后巷道顶板下沉速率减小，巷道稳定变形且变形量很小。图3和图4反映出采用U型钢、锚杆（索）网联合支护后巷道总体变形得到很大的控制，支护效果明显，说明这种支护方式是合理的。

图5　12011运输平巷两帮变形量观测

图6　12011运输平巷顶板变形量观测

4　结语

三软煤层回采巷道采用传统的锚杆支护时，由于围岩松软破碎、强度较低、易变形破坏，锚固剂与钻孔壁的黏结力很低，锚杆支护效果不理想，因此应采用主被动联合支护方式来改变围岩的应力分布。通过上述分析，针对三软煤层采用U型钢+锚杆（索）+金属网联合支护的方式，可有效控制回采巷道围岩的稳定性，保障回采巷道的安全，实现快速掘进。

［1］杜强.柿花田煤矿“三软”不稳定煤层回采巷道支护技术研究［D］.西安：西安科技大学，2013.

［2］曹树刚，邹德均，白燕杰，等.近距离“三软”薄煤层群回采巷道围岩控制［J］.采矿与安全工程学报，2011，4：524-529.

［3］刘玉卫，秦国留，黄克军，等.三软煤层回采巷道矿压规律及支护技术研究［J］.榆林学院学报，2013，6：1-4.

［4］刘光程.深井软岩巷道底臌机理分析及治理加固技术研究［D］.安徽：安徽理工大学，2009.

［5］王贵虎，杨德传，何廷峻.三软煤层巷道支护方式的优化设计研究［J］.矿业安全与环保，2006，3：4-6+89.

Research on Reasonable Supporting Technology in Three Soft Coal Seam Mining Roadway

Jiang Xiangzhen1Li Ning2He Jun3，4
（1.Henan Shenhuo Coal Industry Company Xinzhuang Coal Mine，Yongcheng Henan 476600；2.Department of Energy and Materials Engineering，WanfangTechnology College，Henan Science and Engineering University，Jiaozuo Henan 454000；3.State Key Laboratory of Gas Disaster Monitoring and Emergency Technology，Chongqing 400037；4.Chongqing Research Institute of China Coal Science and Industry Group，Chongqing 400037）

This paper，through theoretical analysis，proposed the mining roadway adopting with U type steel+bolt（cable）+metal mesh combined support，making a numerical simulation analysis onthe surrounding rock displace⁃ment，stress and plasticzone distribution of the supporting system，and made an on-site verification.The research results show that：the roadway deformation under the supporting system has been effectively controlled，ensuring the stability of the mining roadway.

three soft coal seam；mining roadway；supporting technology

TD353

A

1003-5168（2015）05-0057-3

2015-4-20

姜祥振（1987.7-），男，本科，助理工程师，研究方向：采煤技术。