拱形沿空巷道破坏特征与控制技术

王青旦 王红胜 李磊 赵四海 种磊刚 李培成

摘 要：针对倾斜厚煤层拱形沿空巷道围岩控制难题，以魏家地煤矿2303工作面运输巷为工程背景，采用数值分析的方法，对其围岩应力分布、变形与破坏规律进行了探讨。结果表明：煤柱内存在水平位移的零分界线，分界线采空区侧煤体破坏形式主要为拉剪混合破坏，另一侧煤体破坏形式主要为剪切破坏，煤柱稳定性差，实体煤帮角应力集中系数高达3.0且作用范圍大，顶板岩体沿弱面发生剪切滑移，压剪破坏严重。提出“两区一让”围岩控制技术：短锚索抑制分界线附近煤柱分离，长锚索抑制煤体沿煤岩接触面剪切滑移，并采用木托盘整体让压，数值分析结果表明顶板下沉量减少40%，煤柱帮移近量减少50%，实体煤帮移近量减少44.4%，成功应用于控制实践。

关键词：拱形断面;沿空掘巷;煤柱;破坏特征;锚杆

中图分类号：TD 353.6 文献标志码：ADOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2019.0107文章编号：1672-9315（2019）01-0043-07

Failure characteristics of roadway driving along

goaf with crowned section and its control technology

WANG Qing dan1，WANG Hong sheng2，3，LI Lei2，3，

ZHAO Si hai1，CHONG Lei gang1，LI Pei cheng1

（1.Weijiadi Coal Mine，Gansu Jingyuan Coal Industry & Electricity Power Co.，Ltd.，Pingchuan 730923，China;

2.College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China;

3.Institute of Dynamic Pressure in Mine，，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China）

Abstract：Aiming at the problem of surrounding rock control of arched roadway along inclined thick coal seam，and taking the 2303 working face transportation lane of Weijiadi coal mineas the engineering background，the stress distribution，deformation and failure law of surrounding rock were discussed by numerical analysis method.The results show that there is a zero boundary line of horizontal displacement in the coal pillar，and the main failure mode of the side coal body in the goaf of the boundary line is the tensile shear mixing failure.The main failure form of the other side coal body is shear failure，and the stability of the coal pillar is poor.The stress concentration factor of the coal supporting angle is as high as 3.0 and the range of action is large.The shearing slip of the roof rock mass along the weak surface occurs，and the compression shear damage is serious.The surrounding rock control technology of “two zones and one yield” is proposed：the short anchor cable restrains the separation of coal pillar near the boundary line，and the long anchor cable restrains the shear slip of the coal body along the coal rock contact surface，and the wooden pallet is used to yield.The numerical analysis results show that the roof subsidence is reduced by 40%，the coal pillar convergence isreduced by 50%，and the physical coal convergence is reduced by 44.4%，which has successfully been applied to control practice.

Key words：crowned section;roadway driving along goaf;coal pillar;failure characteristics;bolt

0 引 言

科学采矿是指在保证安全、保护环境和珍惜资源的前提下，实现高效采出煤炭资源的开采技术[1-5]，提高煤炭资源采出率、珍惜资源是实现科学采矿的重要途径。工作面隔段煤柱损失，约占煤炭采区采出率的5%，是我国煤矿采出率低的关键因素之一[6]，隔段煤柱的留设方式一般有3种，宽煤柱護巷（煤柱宽度15～30 m）、窄煤柱沿空掘巷（煤柱宽度3～6 m）和无煤柱的沿空留巷[7-12]，窄煤柱沿空掘巷煤柱宽度相对较小，巷道处于侧向支承压力降低区，使巷道处在较为有利的应力环境下，服务期间仅受一次动压影响，动压影响时间短，容易维护，相对于沿空留巷，沿空掘巷工艺简单，无需充填体，巷道支护费用低，更利于推广。

拱形断面是巷道常见的断面之一，动压显现剧烈时，拱形断面因受力相对均匀而承压性能好，国内外学者对此类巷道的控制技术进行了大量研究，锚杆与中心点桩耦合支护、高强高预紧力锚网梁索喷非对称支护、U型钢可伸缩拱形支架等控制技术均取得良好地工程实践效果[13-19]。魏家地煤矿1101和2107工作面回采巷道均采用拱形断面窄煤柱沿空掘巷，掘进期间，动压显现剧烈，锚杆破断、失效较为严重，如图1所示，底鼓量大。

针对魏家地煤矿沿空巷道围岩变形严重、支护大面积失效的问题，开展了拱形沿空巷道破环特征研究，指出拱形沿空巷道围岩控制的重点并开发相应的围岩控制技术，为拱形断面沿空掘巷围岩控制提供借鉴，丰富和完善了巷道围岩控制理论与技术。

1 工程概况

魏家地煤矿2303工作面所采3煤煤层结构简单，区域内无大的地质构造，平均厚度6.3 m，平均倾角12°，平均埋深500 m.2303综放工作面设计走向1 122 m，倾斜长232.5 m，该工作面下区段为1304工作面和2301工作面，分别于2005年9月、2011年2月回采结束，基本顶回转及采空区重新压实后的应力分布已基本稳定，因此，为提高资源采出率，2303综放工作面运输巷采用留5.0 m窄煤柱沿空掘巷。运输巷断面为5.4 m×3.9 m（直墙高1.2 m），沿3煤底板掘进，上覆岩层主要以粉砂岩—粗粒砂岩为主，厚度较厚，水平层理明显，煤层顶板属于稳定顶板，具体顶底板岩体物理力学参数见表1.

2 拱形沿空巷道破坏特征

2.1 模型建立

选取魏家地煤矿2303工作面运输巷典型地质条件段50 m为研究对象，模型大小为180 m×100 m×50 m.该模型4个侧面限制水平移动，底面固支，上表面施加上覆岩层压力。材料的破坏服从M C准则，煤层与顶底板岩层间的滑移面用interface模拟。数值计算模型如图2所示。滑移面物理力学特性参数见表2.

2.2 应力分布

沿空掘巷煤柱留设的原则是窄煤柱处于应力降低区且煤柱内有利于锚杆承载的较稳定区域，如图3所示，窄煤柱宽度为5.0 m时，窄煤柱内存在应力集中系数为1.0的较大范围的稳定承载区域，此范围内煤体处于峰后应变软化至残余强度过渡阶段，实体煤帮承受高支承压力作用，右上角围岩应力集中系数高达3.0且作用范围大，需要适当的让压以避免支护系统失效。

2.3 变形特征

围岩位移场如图4所示，直墙拱形巷道顶板偏实体煤侧垂直位移最大，在同样位置水平位移也最大，说明此处为围岩剧烈活动区域，同样是围岩应力峰值区域，窄煤柱内存在水平位移的零分界线，左边煤柱向采空区移动，右边煤柱向巷道开挖空间移动，近零位移附近煤体稳定性较差，支护体系应超过零位移分界线，增强零位移分界线附近煤柱的稳定性。在顶板弱面附近，围岩位移明显呈不连续性分布，弱面上下岩体发生相反方向的塑性剪切滑移运动，顶板容易离层，稳定性差。

2.4 破坏特征

倾斜煤层拱形沿空巷道实体煤帮垂直应力集中系数高且煤柱内存在近零位移区域，巷道围岩整体稳定性差，围岩破坏具有以下规律。

1）在实体煤帮高集中应力作用下，煤体与顶底板岩体间弱面发生剪切滑移，实体煤帮角压剪破坏严重，应使用强力锚索斜穿弱面，增强滑移面的抗剪强度;

2）在煤柱帮近零位移区域，偏向采空区侧煤体主要破坏形式为拉剪混合破坏，另一侧煤体为剪切破坏，稳定性相对较高，应采用高预应力支护深入向采空区侧移动煤体一定深度，消除其拉应力并增加近零区域范围，增强煤柱稳定性;

3）在巷道煤柱侧和顶板，浅部围岩破坏主要表现为拉破坏，需要高预应力锚杆支护减少甚至消除浅部围岩拉应力，为适应巷道动压显现剧烈、变形量大的特点，支护体系应适当让压。

3 “两区一让”围岩控制技术

3.1 控制技术

基于拱形沿空巷道围岩破坏特征，提出窄煤柱近零位移区、实体煤帮压剪破坏区“两区”加强支护及整体让压的支护技术，支护断面如图6所示。

3.1.1 锚杆支护参数

锚杆间排距为600 mm×700 mm，均垂直岩面安装，锚杆参数为22 mm×2 600 mm的高强度锚杆，每根锚杆一支Z2360与一支K2360锚固，锚固长度1.5 m.两帮第1排锚杆与水平成15°夹角安装，第2排垂直煤岩面安装。

3.1.2 锚索支护参数

锚索排距为1 400 mm，煤柱帮侧布置3根短锚索，参数为17.8 mm×4 300 mm，第1根距离底板1.0 m水平安装，第2根距离底板2.0 m垂直岩面安装，第3根与半圆拱中心成45°夹角垂直岩面安装。实体煤帮布置2根锚索，参数为17.8 mm×7 000 mm，第1根锚索距离底板2.0 m垂直岩面安装，第2根与半圆拱中心成45°夹角垂直岩面安装。拱顶中心布置一根锚索，垂直岩面安装，参数为17.8 mm×7 000 mm.每根锚索使用树脂药卷1支K2360，2支Z2360锚固，锚固长度2.1 m.

3.1.3 让压支护参数

每根锚杆配套采用200 mm×200 mm×60 mm木托板、每根锚索配套托盘采用300 mm×300 mm×80 mm木托板，以实现整体让压效果，实验室测试结果如图7所示，木托盘承受压力100 kN时，才开始破坏，直至160 kN才完全丧失承载能力，能够满足支护体系让压要求。

3.2 控制效果初步评价

3.2.1 围岩变形

采用“两区一让”的控制技术后，2303综放工作面运输巷（5m煤柱）位移矢量如图8所示，顶板下沉量减少40%，底鼓量基本不变，而煤柱帮移近量减少50%，实体煤帮移近量减少44.4%，有效地控制了巷道围岩变形。

3.2.2 围岩应力

如图9所示，采用“两区一让”的控制技术后，巷道围岩的应力集中程度并没有明显降低，但应力峰值区域明显向浅部围岩转移，实体煤帮右上角，采用斜拉长锚索支护后，应力峰值区范围明显减小，在煤柱帮，采用短锚索支护后，煤柱稳定承载区域明显增大，并且向煤柱帮浅部围岩扩散。

3.2.3 围岩破坏

如图10所示，采用“两区一让”的控制技术后，围岩塑性区范围明显减小，在巷道浅部，围岩破坏方式由过去的拉剪混合破坏变为剪切破坏，稳定性明显增强，并且实体煤帮压剪破坏区域明显减小。

4 工程应用效果

表面位移是巷道围岩应力、岩体力学特性及地质发育等综合作用结果体现，为及时应对巷道围岩变形与破坏状况，2303工作面运输巷采用“两区一让”控制技术后，每隔50m进行表面位移监测：巷道开挖后，围岩变形急剧增加，持续时间6 d左右，巷道达到稳定状态后，围岩变形速度在0.1 mm/d以下，两帮移近量为160 mm，顶板下沉量为65mm，巷道整体支护效果如图11所示。

5 结 论

1）2303工作面运输巷窄煤柱宽度为5.0 m时，窄煤柱内存在稳定承载区（处于塑性状态向残余强度状态过渡的煤体），利于锚杆锚固，但窄煤柱存在零位移分界线，分界线两侧煤体主要破坏形式分别为拉剪混合破坏和剪切破坏，煤柱整体稳定性差。顶板偏实体煤侧垂直位移最大，同时水平位移也达到最大，此处围岩运动最为剧烈，垂直应力集中系数高达3.0且作用范围大。顶板弱面上下部岩体沿弱面发生相反方向的塑性剪切滑移运动，顶板容易离层;

2）基于拱形沿空巷道围岩变形破壞特征，提出“两区一让”围岩控制技术，即短锚索作用范围应超过煤柱零位移附近不稳定区，抑制分界线附近煤柱分离，长锚索深入到实体煤帮压剪破坏区，抑制煤体沿煤岩接触面剪切滑移，并采用木托盘整体让压：“两区一让”围岩控制技术有效地减少实体煤帮右上角应力峰值区范围与压剪破坏范围，消除巷道浅部围岩拉应力，增强煤柱帮稳定性，顶板下沉量减少40%，煤柱帮移近量减少50%，实体煤帮移近量减少44.4%;

3）成功应用于魏家地煤矿2303工作面运输巷控制实践，两帮移近量为160 mm，顶板下沉量为65 mm，围岩控制效果好。

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