大断面松软煤帮巷道稳定性分析及控制研究

肖成龙 赵 勇 朱 晔 史国利

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083)

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大断面松软煤帮巷道稳定性分析及控制研究

肖成龙 赵 勇 朱 晔 史国利

(中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院，北京市海淀区，100083)

为了研究大断面高帮巷道的破坏机理，并有效保证大断面高帮巷道的整体稳定，以赵庄煤矿53101巷道为工程背景，使用FLAC3D数值模拟软件，对不同埋深和侧压系数情况下巷道顶板、两帮的垂直应力以及巷道围岩塑性区分布情况进行研究。针对53101巷道断面大、煤帮松软的特点，结合数值模拟得出的分析规律，提出巷道顶板全锚索支护、两帮锚网索支护的支护方案。支护后的现场监测数据表明，该支护方案有效地控制了巷道的片帮和冒顶破坏，对巷道的整体稳定起到了良好的控制作用。

松软煤帮 大断面巷道 埋深 侧压系数

随着我国煤炭开采强度和规模的日益增大，掘进大断面巷道成为煤矿行业发展的必然趋势。由于大断面巷道受力情况更加复杂，容易出现冒顶、片帮、底鼓，巷道整体稳定性得不到保证，甚至引发安全事故。矩形巷道在煤矿中使用较为广泛，但是在工程地质条件较差的情况下，围岩受力较为复杂，导致巷道围岩剧烈变形，支护结构难以与围岩的大变形相匹配，不利于巷道的稳定。本文以赵庄煤矿53101平巷为工程背景，利用FLAC3D数值软件对不同埋深和侧压系数情况下巷道围岩应力分布以及塑性区范围进行模拟研究，并结合现场地质情况提出合理的支护方案，保证巷道的长期整体稳定及煤矿安全生产。

1 工程背景

5310大采高综采工作面主采3#煤，埋深600 m，工作面倾斜长度270 m，走向长度885 m，平均采高4.75 m。工作面煤层倾角为5°左右。煤层顶板为7.95 m厚的灰黑色泥岩和粉砂岩互层，含大量植物化石，参差状断口坚硬，具滑面；底板为7.56 m厚的灰黑色泥岩。53101平巷为工作面轨道平巷，在煤层中掘进，宽度为5.0 m，高度为4.5 m。巷道顶板节理、裂隙发育，煤帮松软、稳定性差，在巷道服务期间冒顶事故频发、煤壁极易片帮。为了保证回采巷道的稳定，急需对现有巷道的支护方式进行优化。

2 数值模拟模型与参数选择

根据53101巷工程地质条件建立数值模型，模型尺寸(长×宽×高)为35 m×1 m×34.5 m。模型边界条件如下：模型的左右边界上施加水平方向的位移约束，固定模型底部，模型的上表面为自由边界，在模型上表面和左右边界施加相应的地应力。数值模拟计算采用莫尔-库伦破坏准则来分析巷道开挖后不同埋深、侧压系数对围岩应力及塑性区分布的影响规律，数值模型中的围岩力学参数以岩石力学试验结果为基础，并进行一定程度的折减，具体情况见表1。

表1 围岩力学参数

3 数值模拟结果与分析

3.1 侧压系数对巷道稳定性的影响

为了分析不同侧压系数对巷道顶板及两帮应力和塑性区分布的影响，取巷道埋深为600 m，分别模拟侧压系数为0.6、0.8、1.0、1.2、1.4和1.6时巷道顶板及两帮的垂直应力分布，为监测巷道开挖后围岩应力的分布情况，分别在垂直于巷道顶板中部和两帮中部布置一条10 m的测线，每隔0.5 m 布置一个测点。塑性区和应力分布情况分别如图1和图2所示。

图1 不同侧压系数时巷道塑性区范围

由图1可知，当侧压系数较小时，巷道顶底板塑性区分布范围较小，集中于巷道顶底板表面，塑性区主要集中在两帮；随着侧压系数的增大，两帮中部的塑性区宽度逐渐减小，塑性区逐渐向顶底板发展，且高度逐渐增高，范围逐渐增大，靠近顶底板及两帮较近处的破坏形式由侧压系数较小时的拉伸破坏逐渐变为拉剪破坏。

图2 不同侧压系数顶板和巷帮垂直应力分布

由图2(a)可知，侧压系数的不断增大对距两帮2.5～5.5 m范围的垂直应力影响较大，其他范围垂直应力分布基本相同。随着侧压系数的增大，巷道两帮最大垂直应力逐渐减小，且垂直应力峰值逐渐远离巷道两帮，侧压系数为0.6时的应力集中系数等于侧压系数为1.6时的1.2倍，说明侧压系数较小时，巷道两帮附近应力集中现象更加严重，更容易造成巷道片帮。随着垂直应力向围岩深部发展，垂直应力逐渐减小，最终趋于原岩应力。由图2(b)可知，顶板上方1.5 m范围内，不同侧压系数条件下垂直应力分布基本相同。随着侧压系数的增大，巷道顶板的垂直应力不断增大，随着垂直应力向围岩深部不断发展，最终都逐渐趋于原岩应力。

3.2 巷道埋深对巷道稳定性的影响

为了分析不同巷道埋深对巷道顶板及两帮应力和塑性区分布的影响，取侧压系数为1.2，分别模拟埋深为200 m、400 m、600 m和800 m时巷道顶板和两帮的垂直应力分布。为监测巷道开挖后围岩应力的分布情况，分别在垂直于巷道顶板中部和两帮中部布置一条10 m的测线，每隔0.5 m布置一个测点。塑性区和应力分布情况分别如图3和图4所示。

图3 不同埋深时巷道塑性区范围

由图3可知，侧压系数相同时，随着埋深的不断增加，作用在巷道的水平、垂直应力不断增加，巷道顶底板及两帮塑性区的面积不断增加，破坏情况更加严重，靠近顶底板及两帮较近处的破坏形式由埋深较小时的拉伸破坏逐渐变为拉剪破坏，随着埋深的增大，巷道周边拉剪破坏的范围不断增大，对巷道的整体稳定更加不利。由图4(a)可知，不同埋深的垂直应力在距巷道两帮2.5 m范围内分布基本相同；在2.5 m范围外，随着埋深的增大，巷道两帮垂直应力不断增大，埋深800 m时的垂直应力峰值等于埋深200 m时的4.33倍，且应力集中系数为200 m时的1.17倍，垂直应力峰值随埋深增大逐渐远离巷道两帮，说明埋深较大时，巷道两帮附近应力集中现象更加严重，两帮的塑性区范围随埋深增加而增大，更不利于巷道的支护。垂直应力增加到峰值后缓慢减小，随着垂直应力向围岩深部发展，最终逐渐趋于原岩应力。由图4(b)可知，不同埋深的垂直应力在巷道顶板上方1.5 m范围内分布基本相同，1.5 m范围外，随着埋深的增大，巷道顶板垂直应力不断增大，埋深800 m时在距巷道顶板10 m处的水平应力增大为200 m时的3.81倍。

图4 不同埋深顶板、巷帮垂直应力分布

4 巷道支护优化

4.1 围岩控制原理

巷道开挖后，原有的应力平衡被打破，围岩应力进行重新分布，巷道周围的岩体卸荷软化，承载力降低。在大断面巷道顶板挠曲下沉的过程中，由于层间剪切作用使各岩层产生滑移错动，从而引起顶板的离层破坏。为防止顶板发生离层破坏，在顶板采用全锚索支护，通过对锚索施加高预紧力将各个分层紧密结合在一起，并且增加各分层之间的摩擦力，从而有效控制顶板的离层破坏，保证顶板岩梁的连续性。由于在松软煤层内全高掘进巷道，造成松软煤帮的破坏范围增大，使巷道顶板的有效跨度增加，导致顶板有害变形增加，两帮采用锚网索联合支护，使煤帮的支护强度得到加强，从而减小煤帮的破坏范围，为顶板提供持续可靠的支撑，进而保证巷道围岩的整体稳定性。

4.2 支护方案

基于以上分析，结合数值模拟相关结果，优化后的支护断面和采用的支护方案如图5所示。

4.2.1 顶板支护

采用全锚索支护，共布置5根锚索。锚索采用ø22 mm×6400 mm的1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，加长锚固，间排距为1200 mm×1200 mm，两端锚索距帮部300 mm，尾部采用配套的高强度锁具。托盘为配套的碟形托盘，规格为300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托盘。树脂加长锚固，锚固长度为1970 mm，设计预紧力不低于250 kN。

4.2.2 两帮支护

采用锚网索支护，每帮布置5根锚杆、2根锚索。锚杆为ø22 mm×2400 mm螺纹钢锚杆，锚杆间排距为1000 mm×1200 mm，上部锚杆距顶板300 mm，下部锚杆距底板400 mm。靠近顶板和底板帮锚杆安设角度与水平线成10°，其余均与巷帮垂直。采用拱型高强度托盘，托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm。锚索采用ø22 mm×5400 mm的1×19股高强度低松弛预应力钢绞线，加长锚固，间排距为1200 mm×1200 mm，尾部采用配套的高强度锁具，托盘为配套的碟形托盘，规格为300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托盘。树脂加长锚固，锚索锚固长度为1970 mm，设计预紧力不低于150 kN。

4.3 现场监测

为了说明该支护方案对巷道整体稳定的控制效果，对试验段巷道进行为期100 d的矿压监测。巷道变形监测曲线如图6所示。由图6可知，巷道顶板最大下沉量为76 mm，两帮最大移近量为98 mm，53101平巷在巷道掘进期间，巷道围岩变形不大，锚杆、锚索受力基本稳定，个别锚索受掘进动压影响导致受力变化较大，但是仍在锚索额定承受范围之内。53101平巷整体稳定性得到有效保证，能够满足工作面回采要求。

图5 支护方案示意图

5 结论

(1)巷道埋深相同时，随着侧压系数的增大，两帮的塑性区宽度逐渐变小，并逐渐向顶底板发展，范围逐渐变大。侧压系数相同时，随着埋深的增加，巷道顶底板及两帮塑性区范围不断增大，破坏情况更加严重。

(2)巷道埋深相同时，随着侧压系数的增大，巷道两帮垂直应力峰值随侧压系数的增大逐渐减小，并远离巷道两帮。巷道顶板垂直应力在一定范围内随侧压系数增大而增大。侧压系数相同时，巷道顶板、两帮的垂直应力随埋深增大而增大，两帮垂直应力峰值逐渐远离两帮，巷道周边围岩的破坏范围随埋深增加而不断加大。

(3)现场监测表明，巷道顶板全锚索支护、两帮锚网索支护的支护方案能够有效保证大断面、松软煤帮巷道的整体稳定，可为同类型巷道围岩支护提供一定的参考。

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Researchonstabilityanalysisandcontroloflargesectionsoftcoalroadway

Xiao Chenglong, Zhao Yong, Zhu Ye, Shi Guoli

(School of Mechanics and Architecture Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing, Haidian, Beijing 100083, China)

In order to study the damage mechanism of large section roadway and effectively ensure the overall stability of large section roadway, taking Zhaozhuang Mine 53101 roadway as engineering background, using FLAC3D numerical simulation software for vertical stress distribution of roadway roof and two sides and plastic zone of surrounding rock under different depth and lateral stress coefficients. According to the characteristics of 53101 large section and soft coal roadway, combined with the analysis of numerical simulation, proposing full anchor support for roadway roof, cable anchor support for coal sides. In-situ monitoring result showed that the support scheme effectively controlled roadway hanging wall falling and roof damage, and the overall stability of roadway had been controlled favorably.

soft coal wall, large section roadway, buried depth, lateral stress coefficient

TD353

A

国家自然科学基金(51134025)

肖成龙，赵勇，朱晔等. 大断面松软煤帮巷道稳定性分析及控制研究 [J]. 中国煤炭，2017，43(11)：51-54,68.

Xiao Chenglong, Zhao Yong, Zhu Ye, et al. Research on stability analysis and control of large section soft coal roadway [J]. China Coal，2017,43(11)：51-54,68.

肖成龙(1994-)，河北涿州人，在读博士研究生，主要从事巷道围岩控制方面的研究。

(责任编辑 陶 赛)