车集煤矿2611工作面煤巷片帮机理分析与控制技术研究

徐付军

（车集煤矿，河南 永城 476600）

1 工程概况

河南永城车集煤矿2611 工作面位于26 采区南翼中部，东为26 回风下山下段保护煤柱，南为2611 工作面（未采），西为F5 断层保护煤柱，北为2609 工作面采空区。工作面主采二2煤层，煤层均厚2.8m，平均倾角为9°。直接顶为泥岩，均厚1.36m；基本顶为细砂岩，均厚8.83m；直接底为砂质泥岩，均厚为1.82m；基本底为粉砂岩；均厚11.4m。工作面采用综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。

2611 工作面上巷断面为5.2×3.2m 的矩形，巷道原有支护采用锚网索联合支护。顶板锚杆采用Φ20×2200mm 的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间距不等，排距为1000mm；顶板锚索呈3-0-0-3 布置，垂直于顶板打设，锚索间排距为1500×3000mm。巷道非回采帮支设型号为Φ20×2200mm 的左旋螺纹钢锚杆，间、排距为1100×1000mm；回采帮支设型号为Φ27×2000mm 的玻璃钢锚杆，间排距为1100×1000mm。巷道支护参数如图1 所示。巷道在掘进过程中出现两帮煤体片帮严重、两帮围岩变形量大等矿压显现情况，需对巷道支护方案进行优化。

图1 2611 工作面上巷原有支护断面图

2 煤巷片帮机理分析

在考虑顶板下沉影响的基础上，通过建立深度为l的帮部模型，如图2 所示，将巷道帮部的受力近似地看做偏心加载。在巷道开挖后，巷道帮部随着顶板挠度和顶板回转角度的增大，致使在靠近巷道l/2 范围内的煤岩体会受到压应力的作用，且巷道受到的最大压应力会出现在巷道表面的位置处。另外，因巷帮为自由面，会使得巷帮在l/2 范围内的围岩裂隙迅速形成并发育，进而形成较大的裂隙面，该阶段为巷道帮部煤岩体裂隙的形成、裂隙的扩展阶段。

图2 考虑顶板挠度时巷道帮部的受力模型

随着巷道开挖作业的进行，巷道顶板的挠度会逐渐增大，在一定范围内巷道帮部的受力会出现持续增大。当巷道帮部顶角位置处受到的应力大于煤岩体所能承受的最大载荷强度时，此时煤壁边缘的煤岩体会首先进入塑性变形阶段。随着开挖作业的进一步进行，裂隙会逐渐加速发育，此阶段为巷道帮部煤岩体裂隙的贯通阶段[1-2]。

随着巷道帮部破碎范围的加大，帮部应力峰值的转移会使得巷道的等效跨度逐渐增大，此时若不采取有效措施，易致巷道出现“顶板弯曲下沉→挠度增大→巷道帮部偏心受压、应力集中→巷道两帮裂隙发育破坏→顶板承载能力降低→顶板挠度进一步增大→巷道帮部破坏加剧”的恶性循环。因此，在巷道帮部出现片帮破坏时，应及时采取有效措施控制巷道帮部稳定[3-4]。

3 煤巷片帮控制技术

3.1 控制技术的确定

顶板锚杆的杆体强度和顶板锚杆预紧力能够改善并提高帮部破碎煤岩体的残余强度，进而有效控制巷道帮部的变形。根据2611 工作面的具体情况，采用FLAC3D数值模拟软件对巷道顶板锚杆杆体强度和顶板锚杆预紧力对巷道帮部变形的影响进行数值模拟分析。

（1）顶板锚杆杆体强度的影响

为有效分析顶板锚杆杆体强度对煤巷帮部变形破坏的影响，设置三种数值模拟方案：① 顶板锚杆采用Φ18 材质的HRB335 型锚杆；② 顶板锚杆采用Φ20 材质的HRB400 型锚杆；③ 顶板锚杆采用Φ22 材质的HRB500 型锚杆。三种方案，巷道帮部均采用Φ20 材质的HRB400 型锚杆。根据此三种模拟方案分别对顶板采用低性能、中等性能和高性能的锚杆的支护进行模拟分析。

根据数值模拟结果得出，顶板锚杆在三种性能的支护材料下两帮移近量如表1 所示，顶锚杆在不同强度下巷帮垂直应力的分布如图3 所示。

表1 顶板采用不同锚杆杆体下顶板的下沉量

图3 顶锚杆不同杆体强度下巷帮垂直应力分布

通过分析数值模拟结果表1 和图3 可知，随着顶板采用的锚杆杆体强度的增大，巷道两帮的移近量会逐渐减小，巷道帮部在顶板锚杆杆体材质较弱时会出现较大程度的应力集中现象，帮部的垂直应力会出现先增大后减小的状态，且在帮部应力峰值出现后垂直应力的降低幅度较大。另外，随着巷道顶板锚杆杆体强度的增大，巷帮煤岩体的垂直应力会出现明显降低的趋势，且不会出现帮部垂直应力的峰值状态，巷帮的垂直应力会逐渐降低至原岩应力的状态，且应力峰值会出现向巷帮深部转移的现象。另外根据数值模拟结果可知，相对于Φ18-HRB335 型顶锚杆，在顶锚杆采用Φ20-HRB400 和Φ22-HRB500 时巷道塑性区的面积分别减少8.5%和23.6%。

（2）顶板锚杆的预紧力影响

为有效分析顶板锚杆预紧力的大小对巷道帮部变形破坏的影响，设置顶锚杆采用Φ20-HRB400 型锚杆，分别对锚杆预紧力为30kN 和90kN 时巷道帮部的受力状态进行分析，设置该两种锚杆预紧力能够分别代表弱和中等预紧力下巷道帮部煤岩体的变形破坏特征。

根据数值模拟结果能够得出在顶板锚杆施加不同预紧力下巷道塑性区域的分布如图4 所示。

图4 不同预紧力下围岩塑性区域的分布

通过分析图4 可知，随着顶板锚杆预紧力的增大，巷道顶板及两帮围岩的塑性区分布会逐渐减小，在只统计底板以上塑性区的分布时，能够得出中等预紧力下巷道围岩的塑性区面积相对于弱预紧力支护时减少了3.8%。为进一步验证顶板锚杆预紧力对巷道围岩塑性区的影响，对相同材质的顶板锚杆施加150kN 的预紧力，研究强预紧力下巷道围岩的塑性区分布状态。根据模拟结果可知，在强预紧力下巷道围岩的塑性区分布进一步减小，强预紧力下巷道围岩的塑性区分布面积相对于弱预紧力下塑性区分布面积减少了4.5%。另外，根据数值模拟结果可知，在顶板锚杆预紧力为30kN、90kN 和150kN 条件下两帮的移近量分别为115mm、89mm和68mm。据此可知，随着顶板锚杆预紧力的增大，巷道两帮的移近量逐渐减小，在控制巷道帮部的围岩变形起到积极作用。

3.2 控制方案设计

根据上述数值模拟结果，增加顶板支护材料的强度、增加顶板支护的预紧力能够降低巷道围岩的塑性区分布，减小巷道帮部的变形量，将巷帮的支承应力向巷道深部转移，进而有效地改善巷道帮部的应力环境。根据数值模拟结果及巷道煤壁片帮的机理分析，结合2611 工作面上巷的具体条件，对巷道的支护方案进行优化设计。

顶板锚杆型号为Φ21.8mm×4000mm 的柔性锚杆，每排布置4 根，非等间距布置，排距为1000mm，锚固长度为2400mm，预紧力为200kN，锚杆垂直于巷道顶板打设，并配合Φ6mm 的钢筋网对巷道顶板进行支护。巷道非回采帮锚杆采用型号为Φ20×2200mm 的左旋螺纹钢锚杆，锚杆间距不等，巷道断面内每排安装4 根锚杆，排距为1000mm，靠近顶板的锚杆向底板方向倾斜15°安装，其余锚杆均垂直巷帮安装，锚杆预紧力不小于200kN；巷道回采帮采用型号为Φ27mm×2000mm的玻璃钢锚杆配合菱形金属网进行支护，锚杆间距不等，排距为1000mm。具体2611 工作面上巷优化后支护形式如图5 所示。

图5 2611 工作面上巷优化后的支护参数

3.3 效果分析

在对2611 工作面上巷的支护参数优化后，通过布置2 个测站对巷道表面位移进行持续监测。测站1 在距离巷道掘进头10m 的位置处，测站2 与测站1 间隔30m。将巷道表面位移测量所得到的数据绘制成变形量—时间的曲线，如图6 所示。

图6 巷道围岩变形量

通过分析图6 能够得出巷道围岩位移量的曲线表现为前期变形快、后期逐渐趋于稳定的总体趋势。在巷道两帮采用优化后支护方案30d 后，巷道顶底板及两帮的变形量基本不再增长，测站1 与测站2的围岩变形量基本一致，其中顶底板的最大移近量为90mm，两帮的最大移近量为170mm，通过现场观测，优化后巷道两帮围岩未再出现片帮现象；而采用原有支护方案，其围岩变形量一般两帮的移近量为1000mm，顶底板的移近量为500mm。据此可知，优化后2611 工作面上巷的支护方案有效地控制了巷道围岩变形，控制了巷道两帮片帮的情况。

4 结论

针对2611 工作面上巷在掘进过程中巷帮易片帮的情况，通过对煤巷片帮的机理进行分析，结合巷道具体地质条件对顶板锚杆的支护参数对巷帮围岩的变形破坏情况进行模拟分析，根据理论分析与数值模拟结果对2611 工作面上巷的支护参数进行优化。优化后的支护方案实施后顶底板的最大移近量为90mm，两帮的最大移近量为170mm，有效地控制了巷道两帮的变形，保证了巷道围岩的稳定。