采动影响下松软煤层巷道支护技术研究

刘新民，谢建厚

(韩城矿业有限公司，陕西 韩城 715400)



采动影响下松软煤层巷道支护技术研究

刘新民，谢建厚

(韩城矿业有限公司，陕西 韩城 715400)

[摘要]针对桑树坪煤矿邻近工作面采动影响下4316工作面进风巷的支护难题，利用FLAC2D模拟及现场实测，分析了邻近松软煤层巷道在上工作面侧向残余支承压力作用下的围岩变形规律，提出了U型钢支架+全长自攻锚杆补强技术。研究结果表明：4317工作面回采以后，侧向残余支承压力在距离煤壁12m处达到峰值，最大应力集中系数1.89，4316工作面进风巷处在较高的应力集中区，应力集中系数1.59；在上工作面侧向残余支承压力作用下，巷道围岩的非均匀性变形是其失稳破坏的关键因素。

[关键词]松软煤层；保护煤柱；支承压力；应力集中系数；全长自攻锚杆

在工作面接替过程中，为避免煤炭资源的浪费，工作面保护煤柱尺寸不能过大。因此，受上工作面侧向残余支承压力影响，下工作面巷道应力集中程度明显加剧，特别是巷道围岩为松软、破碎煤层时，巷道维护更加困难[1-4]。在此情况下，单一支护技术往往难以形成有效的支护承载结构，无法有效控制巷道围岩的剧烈变形[5-7]。目前，针对采动影响下的巷道支护问题，主要有U型钢支架、锚网索、棚-索耦合、注浆以及多种方式联合支护等围岩控制技术[8-10]。由于不同的地质采矿条件，各种支护方式围岩控制效果往往存在较大差异。

桑树坪煤矿4316工作面为3号煤层第4采区收尾工作面，工作面长度120m，临近4317工作面已回采完成。3号煤层平均厚度6.5m，厚度变化较大，煤层倾角一般3～7°，平均5°，平均埋深490m左右。

1巷道变形失稳机理

1.1巷道围岩稳定性影响分析

根据4316工作面采矿地质条件，利用数值模拟软件FLAC2D建立力学模型。如图1所示，模型尺寸150m×90m，模型上部施加11MPa均布载荷，上边界简化为自由边界，左、右两侧简化为支承边界，下边界简化为固定边界，模型采用摩尔-库伦破坏准则。

图1　模型示意

1.1.1巷道强度影响

4316工作面进风巷沿3号煤底板掘进。该区域3号煤层局部含有1～2层夹矸，煤质松软、硬度小，主要以块粉煤为主，局部分布有碎粒煤和糜棱煤。3号煤层顶板为深灰色-黑灰色泥岩、砂质泥岩，平均厚度2.3m，含植物碎屑化石及星点状云母片，节理、裂隙十分发育。巷道直接底为粉砂岩，平均厚度1.9m，局部为黑色团块状构造的泥岩及砂质泥岩。因此，4316工作面进风巷围岩整体强度偏低。

1.1.2上工作面侧向残余支承压力影响

4317工作面回采后，区段保护煤柱一侧顶板煤岩层垂直应力分布如图2所示。其中，距煤壁0～5m为应力降低区，5～60m为应力升高区，超过60m基本恢复到原岩应力区。应力峰值出现在距离煤壁约12m处，最大23.3MPa，原岩应力12.3MPa，应力集中系数为1.89。

图2　4317工作面回采后侧向顶板煤岩层的垂直应力分布

4317，4316工作面区段保护煤柱为20m，由图2可知，4316工作面进风巷处于上工作面侧向残余支承压力升高区，垂直应力19.5MPa，应力集中系数为1.59。在此情况下，4316工作面进风巷掘进时，巷道矿压显现明显，围岩松软、破碎，巷道围岩塑性区发育，支护难度大。

1.2巷道变形规律

1.2.1巷道不均匀变形程度

巷道围岩表面的不均匀变形程度，用不均匀变形系数γ表示，即巷道各监测点位移量与最小位移量比值。如图3所示，其中1，2为数值模型中巷道实体煤一侧帮部从下往上的监测点；3～7为拱部从左到右的监测点；8，9为采空区一侧帮部从上往下的监测点；10，11，12为底板从右往左的监测点。由图可知，巷道最小位移发生在底板，最大位移发生在拱顶位置，最大不均匀变形系数为3.5。相比较而言，巷道拱部和两帮围岩变形明显大于底板，靠近采空区一侧煤帮变形略大于实体煤一侧。由此可知，巷道不均匀变形程度不但受临近工作面侧向残余支承压力强烈影响，而且与巷道围岩本身力学性质密切相关。

图3　巷道不均匀变形程度

1.2.2巷道围岩位移

实体煤和一侧工作面回采情况下4316工作面进风巷顶底、两帮围岩位移曲线如图4所示。实体煤巷道掘进时，巷道顶底、两帮移近量分别为185mm，156mm，顶底移近量略大于两帮。4317工作面回采情况下巷道顶底、两帮移近量分别为655mm，656mm，两者基本相当。相比实体煤掘进巷道，顶底、两帮移近量分别增长了254%和321%，这说明4316工作面进风巷受4317工作面侧向残余支承压力作用明显，是巷道发生剧烈变形的主要原因。

图4　实体煤和一侧工作面回采情况下巷道围岩位移

2巷道围岩控制技术

2.1巷道支护技术方案

4316工作面进风巷为直墙半圆拱巷道，巷道净断面4600mm×3200mm。由于巷道围岩松软、破碎，并考虑到巷道在上工作面侧向残余支承压力作用下的不均匀变形特点，提出U型钢支护及U型钢+全长自攻锚杆补强支护两套技术方案。

2.1.1U型钢支护

采用U29型钢支架，3节，搭接长度500mm，使用2副双槽夹板式卡缆，棚距700mm，如图5所示。棚后背原木接顶，并铺设钢筋网护表。

图5　U型钢支护方案

2.1.2U型钢+全长自攻锚杆

如图6所示，按方案1架设U型钢支架以后，对巷道帮、肩实施补强。巷道正帮(4316工作面一侧)采用φ22mm×2500mm全长自攻锚杆配合0.9m废旧槽钢托梁，副帮(煤柱一侧)采用φ22mm×3500mm全长自攻锚杆。

图6　U型钢+全长自攻锚杆支护方案

2.2支护方案模拟分析

如图7所示，4316工作面进风巷处于无支护状态时，巷道顶底和两帮位移量分别为655mm和656mm。采用U型钢支护后，巷道顶底和两帮位移量下降为283mm和247mm，下降幅度分别为56.8%和62.3%；采用U型钢+全长自攻锚杆支护以后，巷道顶底和两帮位移量下降为183mm和175mm，下降幅度分别为72.1%和73.3%。相比U型钢支护，采用全长自攻锚杆补强后巷道顶底、两帮移近量分别下降了35.3%和29.1%。

对于U型钢支护巷道而言，应尽量控制顶底和两帮围岩变形量在200mm以内。综合以上分析，采用U型钢+全长自攻锚杆补强支护相比单纯的U型钢支护更有优势，因此，4316工作面进风巷最终采用该技术方案。

图7　巷道围岩控制效果模拟分析

3现场试验

经过上述模拟分析，对4316工作面进风巷采取U型钢+全长自攻锚杆补强支护技术，并在掘巷期间对巷道表面位移进行现场跟踪监测。

巷道掘出以后，围岩应力释放，位移开始向临空面发展，如图8所示。在距掘进头80m范围内，巷道位移速度较大，位移量迅速增大，之后速度减缓，到距掘进头约180m以后，巷道围岩变形基本趋于稳定，此时巷道两帮最大移近量211mm，顶底最大移近量252mm，顶底移近量大于两帮移近量，基本满足巷道使用要求。自4316工作面开始回采，巷道U型钢支架未出现失稳现象，巷道围岩得到了有效控制，保证了工作面的顺利回采。

图8　巷道表面位移监测曲线

4结论

(1)4317工作面回采以后，保护煤柱支承压力在距煤壁12m处达到峰值，最大应力集中系数1.89。当区段保护煤柱为20m时，4316工作面两巷仍处在较高的应力集中区域，应力集中系数1.59。在保护煤柱支承压力作用下，巷道围岩表现出明显的非均匀性变形，这是巷道失稳破坏的关键因素。

(2)U型钢+全长自攻锚杆补强支护技术，采用全长自攻锚杆取代往常的树脂锚杆或长锚索，有效降低施工难度，提高施工速度。相比树脂锚杆，全长自攻锚杆在松软、破碎煤层中锚固效果稳定，锚空失效率较低。

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[责任编辑：王兴库]

Supporting Technology of Roadway in Loosen Soft Coal Seam under Mining Influence

LIU Xin-min，XIE Jian-hou

(Hancheng Mining Co.，Ltd.，Hancheng 715400，China)

Abstract：In order to solve the difficulty supporting problems of intake roadway of 4316 working face that influenced by mining of working face nearby of Sangshuping coal mine，detailed numerical model with FLAC2Dand field measurement were done to evaluated the deformation law of surrounding rock of roadway nearby in loosen and soft coal seam，which influenced by lateral residual abutment stress of top coal mining face，put forward the reinforcement supporting way that include U style steel support and full length self tapping bolt.The results showed that the lateral residual abutment stress reached the peak value at the position about 12 meters to coal wall after 4317 working face mining，the maximal stress concentration coefficient reached 1.89，a higher stress concentration zone appeared in intake air roadway of 4316 working face，stress concentration coefficient reached 1.59，inhomogeneous deformation of surrounding rock was the key element of roadway broken under the residual lateral stress of top working face.

Keywords：loosen and soft coal seam；protective pillar；abutment pressure；stress concentration index；full length self tapping bolt

[中图分类号]TD353

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2016)01-0067-03

[作者简介]刘新民(1966-)，男，陕西洛南人，现任韩城矿业公司总工程师。

[基金项目]煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题基金资助项目(SKLCRSM08X01)

[收稿日期]2015-06-17

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.01.018

[引用格式]刘新民，谢建厚.采动影响下松软煤层巷道支护技术研究[J].煤矿开采，2016，21(1)：67-69，100.