沿空掘巷顶板破断特征及不对称控制技术

刘 东

(山西保利平山煤业股份有限公司，山西 沁水 048205)



沿空掘巷顶板破断特征及不对称控制技术

刘 东

(山西保利平山煤业股份有限公司，山西 沁水 048205)

某矿605综放工作面留设10 m窄煤柱后，沿空掘巷过程中易出现冒顶、垮帮、支护体损毁等强矿压现象。以605回风平巷窄煤柱段为研究对象，采用现场调研、理论分析、数值模拟和井下试验等方法进行分析研究，得知基本顶断裂位置在煤柱内6.5 m处，基本顶中关键块B的回转下沉运动是巷道破坏的根本原因。结合现场地质条件，提出了非对称的“多锚索-槽钢-钢筋组合圈梁”支护方案，控制围岩非对称变形破坏，现场实施后巷道维护状态较稳定。

窄煤柱；沿空掘巷；数值模拟；不对称支护

大型综放开采特别是长达200～300 m及以上的大型综放面已成为我国当前综放开采的重要发展方向，大型综放开采必然带来巷道断面尺寸扩大、采场支承压力范围和峰值显著增大、采动影响程度剧烈和矿山压力显现严重，加之建设和发展资源节约型矿井使煤柱宽度趋小，尤其是在窄煤柱条件下，传统煤巷矿压理论与控制技术难以甚至根本不能适应新的综放开采生产技术条件和发展对顶板煤岩体破坏控制的要求[1-3].

1 地质概况

某矿605综放工作面的北部为正在回采的603综放工作面，两工作面之间的区段煤柱在回风平巷开始掘进阶段留设35 m的宽煤柱，掘进到工作面推进长度一半左右时，为了能够更好地利用煤炭资源，提高回采率，现场回风平巷工业性试验留设10 m的窄煤柱进行掘进。605综放面所采3#煤层煤厚5.44～10.15 m，平均7.8 m，煤层倾角5°～18°，平均倾角12°. 距煤层直接底0.60 m处含一层夹矸(泥岩)平均厚0.3 m，在工作面范围内广泛分布。3#煤伪顶为炭质泥岩，直接顶为粉砂岩、细砂岩，基本顶为粗砂岩。603工作面平面位置示意图见图1.

图1 603工作面平面位置示意图

2 回风平巷矿压显现

605综放面回风平巷为矩形断面，断面规格为宽5 140 mm×高4 000 mm，巷道长度1 500 m，在巷道掘进方向煤柱一帮布置了水沟。605工作面回风平巷原有支护方案采用锚、网、索、喷浆、“W”钢带联合对称的支护方式[4]，实体煤帮与煤柱帮的支护方式完全相同，顶板及两帮喷浆厚度70 mm，底板喷浆厚度200 mm.

605综放面区段回风平巷在相邻603工作面开采结束后掘进，受603工作面残余支承压力的影响，且在掘进过程中揭露较多小构造，在巷道掘进至窄煤柱段时，对605回风平巷依旧沿用原有的对称支护方式，矿压显现情况见图2.

图2 回风平巷窄煤柱段矿压显现图

由图2可知，巷道顶板稳定性差，易发生离层破坏和显著下沉变形(图2a)，不利于形成稳定的支护结构，顶煤与上部岩层之间容易发生离层而可能导致严重的垮冒事故；在窄煤柱的条件下，相邻工作面支承压力对巷道变形影响更大，加快了煤帮的变形破坏程度(图2b)，出现片帮现象，程度严重时出现煤帮垮

塌现象；上区段工作面端头基本顶断裂形成的弧形三角块在受到采动影响时，顶板发生下沉运动，将会对回风平巷顶板小结构产生强烈的偏斜挤压作用力。该挤压力的水平分量将会加大回风平巷浅部顶板弯曲变形量和挠度，同时伴随着水平运动(图2c)以及顶板与煤柱交界附近的挤压破碎(图2d)，这在窄煤柱条件下时会显得尤为突出[5，6].

3 回风平巷顶板断裂及运移规律

3.1 现场试验

现场采用钻孔窥视仪对窄煤柱段巷道顶板围岩结构进行观测。窄煤柱段巷道基本顶的断裂位置与基本顶、直接顶、煤层三者的厚度和力学性质有关，同时也受采深、原岩应力状态、采高等因素影响，为避免钻孔窥视工作的盲目性，选取回风平巷窄煤柱段顶板变形相对较大处断面，现场打钻、钻孔窥视，对各钻孔窥视结果进行分析对比，找出有基本顶断裂本征的钻孔，通过三角几何关系计算出发生断裂处的大致位置，然后在此位置通过补打钻孔进行钻孔窥视工作，直至最终确定基本顶断裂位置，见图3.

图3 裂隙分布及基本顶断裂位置综合图

从图3可以看出，窄煤柱段煤巷顶板呈非对称破坏，靠近煤柱帮顶板裂隙滋生，且纵向裂隙和破碎带较多，相比较而言，靠近实体煤帮顶板相对破坏较轻，裂隙分布范围较窄，贯通垂直裂隙较少且较小，且基本顶断裂位置在煤柱体内6.5 m位置处。现场钻孔窥视观测结果对窄煤柱段煤巷围岩破坏非对称结构研究提供了现场实践依据。

3.2 数值模拟分析

根据605综放面地质生产条件，采用UDEC软件进行数值模拟分析，煤层厚度7.8 m，巷道尺寸为宽5.5 m×高4.0 m，窄煤柱宽度10 m，主要研究窄煤柱段煤巷覆岩大结构动态演化规律及巷道顶板水平变形破坏过程。模型走向长度为200 m，垂直高度为60 m，开挖工作面长度为100 m，底部边界限制垂直位移，左右边界限制水平位移。岩块采用莫尔-库伦模型，节理为接触库伦滑移模型。本次模拟中各岩层物理力学参数见表1，表2.

表1 计算模型中煤岩体力学参数表

表2 计算模型煤岩层节理力学参数表

为监测窄煤柱段煤巷覆岩大结构动态演化过程及顶板不同层位岩层水平运动情况，将UDEC计算模型分别计算至2 000、4 000、6 000、8 000步，研究分析不同时步下沿空巷道顶板大结构运动形式、塑性破坏、运移规律特征，见图4.

图4 覆岩运移和巷道围岩破坏模拟图

由图4可知，模型运算至2 000 step时，基本顶关键块结构仅有轻微弯曲下沉，尚未形成砌体梁结构；当模型运算至4 000 step时，采空区直接顶已经出现较为明显的离层破坏，基本顶亦出现了较为明显的下沉运动，采空区煤柱帮向采空区明显挤出，且帮下部挤出变形更为突出；当模型运算至6 000 step时，采空区基本顶出现了较为明显回转运动，基本顶在煤柱上侧出现断裂，并以断裂线为轴线出现回转运动，此时，煤柱在基本顶结构回转作用下出现更为严重的外挤变形；当模型运算8 000 step时，采空基本顶已经近乎全部冒落以断裂线为轴出现了较大回转，基本顶回转力亦达到较大值，同时基本顶的回转亦造成了巷道顶板出现向下的挠度变形，对巷道顶板产生挤压变形。此时，10 m煤柱出现较大变形，尤其是靠近采空区侧煤柱几乎坍塌，巷道内，煤柱帮上下不对称变形更加突出，顶板倾斜变形也达到最大值，同时块体之间的水平挤压也达到最大量值。

4 窄煤柱段不对称支护

由现场窄煤柱段巷道矿压显现分析及覆岩运动及位移演化规律的研究可知，顶板弯矩关于巷道轴向中心线呈现显著非对称分布，最大值约位于顶板中心偏煤柱侧L/8的位置，该区域顶板极易破碎，完整性差。针对窄煤柱段巷道矿压显现的特点，提出非对称的“多锚索-槽钢-钢筋组合圈梁”的关键支护系统，用于现场窄煤柱护巷回风平巷的围岩控制，且槽钢梁位于弯矩和挠度的“重心”位置，具体的不对称支护系统见图5.

图5 窄煤柱段回风平巷不对称支护系统图

现场实施不对称支护后，在距605工作面切眼110 m处布置矿压观测站，在工作面推进过程中测站围岩变形趋势见图6. 采动影响前巷道围岩变形呈现小幅增长，且帮部对采动的敏感性大于顶底板，由于该测站服务的时间相对较长，其围岩移近量也较大，至工作面推至测站处，顶板累计下沉量165 mm，两帮累计移近量122 mm，均在安全范围之内。可见，不对称支护系统能够使回风平巷在工作面采动作用影响下基本无离层现象，巷道维护状态比较稳定。

图6 试验段巷道矿压观测图

5 结 论

1) 605综放工作面留设10 m护巷窄煤柱后，巷道围岩出现了顶煤破碎及顶板显著下沉、煤柱帮大变形、岩层水平移动钢带折断和肩角挤压破碎与锚杆失效等矿压显现问题。

2) UDEC模拟结果表明，覆岩中关键块B的回转下沉运动是巷道呈现顶板不对称变形和水平剪切错动及煤柱失稳破坏的根本原因。

3) 提出非对称的“多锚索-槽钢-钢筋组合圈梁”的关键支护系统，现场实施后工作面在采动作用影响下基本无离层现象，巷道维护状态比较稳定。

[1] 何富连，高 峰，梅 星，等.综放沿空掘巷不对称支护加固工业试验[J]．煤炭技术，2016，35(4)：37-39.

[2] 杨增强，窦林名，张润兵，等.特厚煤层巷道掘巷支护防冲研究[J]．煤炭工程，2013(4)：80-83.

[3] 梅 星．综放大断面沿空煤巷围岩稳定性及不对称支护[D]．北京：中国矿业大学，2016.

[4] 张 勇，张 保，张春雷，等.厚煤层采动裂隙发育演化规律及分布形态研究[J]．中国矿业大学学报，2013，21(6)：935-940.

[5] 张广超，何富连.深井高应力软岩巷道围岩变形破坏机制及控制[J]．采矿与安全工程学报，2015，32(4)：571-577.

[6] 张广超，何富连.大断面强采动综放煤巷顶板非对称破坏机制与控制对策[J]．岩石力学与工程学报，2016，35(4)：806-817．

Research on Roof Broken Characteristics and Asymmetric Control Technology in Gob-side Entry Driving

LIU Dong

10 m narrow coal pillar in a fully mechanized top coal caving mining face has been reserved in No.605 roadway, the roadway becomes more prone to roof fall, side-rib collapsed and damage of support parts during the process of driving along the goaf. With narrow coal pillar section in No.605 roadway as the research object, using the field investigation, theoretical analysis, numerical simulation and field test method, the results show that the basic top fault located 6.5 m inside the coal pillar, and the root cause of roadway deformation comes from block B with subsided and rotated movement of is. Based on the site geological conditions, an asymmetric multi-anchor-channel-reinforced composite ring beam support program is introduced to control the asymmetric surrounding rock deformation, After the implementation of the project, the roadway condition is relatively stable, and the workload for maintenance reduced.

Narrow pillar; Gob-side entry driving; Numerical simulation; Asymmetric support

2017-02-09

刘 东(1989—)，男，山西平顺人，2011年毕业于太原理工大学，助理工程师，主要从事煤矿掘进技术管理工作

(E-mail)172544981@qq.com

TD327.2

B

1672-0652(2017)03-0049-04