高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究

2018-01-03管俊才

采矿与岩层控制工程学报 2017年6期

关键词：煤岩应力场锚索

管俊才

(山西新元煤炭有限责任公司，山西晋中 045400)

高帮大断面半煤岩巷道控制技术研究

管俊才

(山西新元煤炭有限责任公司，山西晋中 045400)

针对新元煤矿高帮大断面半煤岩巷道的支护难题，通过对现场类似巷道调研分析变形破坏规律，同时进行现场地质力学参数实测，结合数值模拟分析高帮大断面半煤岩巷道一次掘进成巷与分次掘进成巷及工作面回采期间围岩应力分布特征，在此基础上提出了巷道分次掘进施工，并采用强力锚杆及锚索协同支护技术，通过现场试验，表明该支护方式可以有效控制巷道变形。

高帮大断面巷道；数值模拟；强力锚杆支护

StudyonControlTechnologyofSemiCoalandRockRoadwaywithHighSideandLargeSection

近年来，国内外学者针对大断面巷道围岩稳定性及控制技术进行了大量研究[3-10]。宋朝部[4]从力学角度研究认为巷道断面的增大对围岩二次应力分布规律影响较小，而对塑性区半径、围岩表面位移影响较大；肖同强[5]等认为随着硐室断面增大，围岩受掘进扰动影响大，初期支护阻力小使超大断面硐室软弱围岩出现严重变形破坏；柏建彪、周志利[6-7]等研究了巷道跨度增大对围岩稳定性的影响，并提出以拉破坏深度为1.5m作为判断巷道临界跨度的指标，大于这一临界跨度，围岩变形量随巷道跨度增大而明显增大；李国彪[8]通过理论分析确定干河煤矿大断面巷道掘进最大空顶距，并通过数值模拟、相似模拟及现场试验的研究方法，分析了大断面巷道围岩应力应变和位移变化，同时实测了围岩松动圈，并提出强帮支护方案，减小巷道帮部塑性区范围，很好地控制了巷道整体变形；石蒙[9]等研究认为高度大于跨度的大断面硐室开掘后两帮的破坏程度要大于顶底板，两帮应力集中程度和位移也较大，因此，同样认为应加强帮部支护。此外，管学茂等采用桁架锚杆控制大断面煤巷围岩变形[10]。

但是，之前的学者研究多集中在大断面永久硐室或大跨度全煤巷道，对于高帮大断面半煤岩巷道围岩稳定性和控制技术研究较少。因此，针对上述研究存在的不足，本文通过现场类似巷道破坏情况统计，结合数值模拟分析高帮大断面半煤岩巷围岩稳定性，在此基础上提出支护技术措施。

1 工程概况

新元煤矿9105工作面平均埋深620m，煤层厚度平均3.50m，平均倾角2°，煤层硬度系数2.5～3。研究对象9105进风巷沿顶掘进，巷道设计宽度为5.2m，高度为5.5m(其中起底2m)，设计断面达28.6m2，为典型的高帮大断面巷道。直接顶为2.3m的砂质泥岩，基本顶为砂质泥岩，厚度为8.8m。直接底为2.3m的砂质泥岩，老底为3.1m中砂岩。巷道布置平面图如图1所示。

图1 巷道布置平面

2 巷道围岩稳定性分析

2.1 类似巷道变形破坏调研

对新元煤矿9号煤集中辅运大巷现场调研发现，该巷道掘出不到一年时间，尚未受到动压影响，但巷道变形严重，具体表现为：顶板沿巷道走向500m长度内出现大量网兜，锚索破断，其破断形态如图2所示。两帮移近量达到2500mm，矿方修巷时挑顶高度达到2000mm左右。

图2 锚索破断形态

由图2结合现场统计得知，集中辅运大巷锚索破断断口齐整，破断部位多为孔口位置，少数为孔内150～1500mm位置，均为剪切破断，即顶板水平错动导致锚索破断。因此，该巷道采用全锚索支护不能有效控制顶板破坏。

同时，为准确了解巷道围岩破坏情况，对集中辅运大巷变形严重处进行钻孔窥视，钻孔深度7m，窥视结果(如图3所示)显示集中辅运大巷9103工作面附近巷道两帮已经发生了严重的破坏，破坏深度已经达到7m，甚至有可能超过7m，裂隙发育，煤层破碎，并且裂隙的开度较大。

2.2 数值模拟研究

为研究9105进风巷围岩应力分布及破坏特征，采用有限差分数值计算软件FLAC3D进行数值模拟计算。

图3 钻孔窥视结果(孔深7m)

建立模型大小为180m×100m×32.6m(长×宽×高)，划分为62370个单元，9105工作面长度取为120m，9105进风巷与9104进风巷间煤柱20m。采用莫尔-库伦屈服准则进行分析。模型原岩应力采用现场实测数据，通过小孔径水压致裂法对9号煤进行系统的地应力测试，结果表明该区域以自重应力场为主，垂直应力占优势，其中9105进风巷测点显示最大水平主应力为17.40MPa，最小水平主应力为8.93MPa，垂直应力为15.61MPa，最大水平主应力方向为N55.6°E。

数值计算过程为：建立原岩应力场→开挖9105进风巷及9104进风巷(双巷同时掘进)→9105工作面后半部分回采→9105工作面全部回采。其中双巷掘进阶段分别对比了一次成巷与分次掘进成巷两者对9105进风巷围岩应力影响。

2.2.1 双巷分次掘进成巷

图4～图7为双巷分次掘进成巷数值计算结果示意图。双巷先掘进3.5m高度，之后起底2m成巷。

图4 初次掘进围岩垂直应力场分布

图5 起底掘进围岩垂直应力场分布

图6 初次掘进围压水平应力场分布

图7 起底掘进围压水平应力场分布

2.2.2 双巷一次掘进成巷

图8～图9为双巷一次掘进成巷数值计算结果示意图。

图8 一次掘进成巷围岩垂直应力场分布

图9 一次掘进成巷围岩水平应力场分布

对比图4～图9可知，对于垂直应力分布，分次掘进成巷较一次掘进成巷垂直应力峰值从21.14MPa降到20.49MPa，应力峰值区域均出现在巷道岩层段两帮及煤柱靠近两帮侧一定区域。对于水平应力分布，分次掘进时，初次掘进后最大水平应力达到18.99MPa，出现在9105进风巷距顶底板1.5～2m范围内；起底掘进后围岩水平应力整体增大，且峰值达到24.95MPa，出现在巷道底板处，变化明显。从水平应力场分布也可印证前文所述锚索破断特征，因而在支护中应采用强力锚杆更好地控制顶板水平错动。

综上，采用分次掘进施工巷道一方面便于施工，一方面有利于优化围岩应力分布。

2.2.3 工作面回采50m

图10为9105工作面回采50m时垂直应力分布三维示意图。

图10 9105工作面回采50m时垂直应力分布三维示意

由图10可知，9105工作面回采50m后，在工作面前方形成应力上升区，平均在40～45MPa，局部范围可达50MPa以上。9105进风巷围岩在工作面超前区域应力集中在25MPa左右，工作面超前影响范围可达28m，侧向影响范围可达30m。而滞后工作面一定区域煤柱内形成滞后压力上升区，距离工作面越远压力上升越高，最高可达50MPa。

2.2.4 工作面全部回采

工作面回采结束后，煤柱靠近原9105进风巷附近10m范围内产生应力集中，垂直应力峰值达到52MPa，同掘进完成后相比较，应力集中系数达到2.48。水平应力峰值出现在煤柱中间区域，达到36MPa，详见图11。

图11 9105工作面回采后垂直应力分布三维示意

根据以上数值计算分析，结合生产实践经验，对于该矿高帮大断面半煤岩巷道，应注重巷帮支护，尤其针对垂直应力峰值出现的岩层部位，加强该部位的支护同时能够控制巷道底鼓[11]。

3 现场工业试验

3.1 巷道支护方案

通过上述分析，结合工程经验，分析对比多个支护方案，最终选择一个最优支护方案：强力树脂加长锚固锚杆锚索组合支护系统，支护方案示意如图12所示。

图12 巷道支护方案示意

具体支护参数如下：

一次掘进期间，顶板支护：锚杆采用22号左旋无纵筋螺纹钢(BHRB500)，长度2.4m，杆尾螺纹M24mm，树脂加长预应力锚固，锚固剂规格1×MSK2380，锚固长度1020mm，400N·m≤设计扭矩≤550N·m，间排距为900mm×900mm，配合150mm×150mm×10mm的高强度拱形托板。锚索规格SKP21.6-1/1860-6300，沿巷道走向2-3布置，树脂加长预应力锚固，锚固剂规格1×MSK23120，锚固长度1460mm，张拉力≥250kN，配合300mm×300mm×16mm高强度可调心托板及配套锁具。护表构件采用金属网片与规格为BHW235/280/4-4800-6，两边压边的W钢带。两帮支护：锚杆参数同顶板支护，间排距为900mm×900mm。锚索规格为SKP17.8-1/1860-4300，2-1布置，锚固剂规格1×MSK23120，锚固长度1756mm，张拉力≥150kN。护表构件采用金属网与规格为300mm×460mm×4mm，四边压边的W钢护板。

起底掘进期间：两帮支护锚杆参数同上，差别在于间排距为700mm×900mm。锚索规格为SKP17.8-1/1860-4300，每排1根，即巷道成型后帮部共打设7根锚杆，锚索为3-2布置。