薄煤层工作面沿空留巷围岩控制技术优化研究

2019-09-10高作新

山西能源学院学报 2019年4期

高作新

【摘要】针对现阶段含春煤矿薄煤层沿空留巷开采过程中巷道围岩控制困难问题，本文运用FLAC3D软件对485E5-01N工作面巷道围岩应力分布特征及变形情况进行了研究讨论，并根据试验结果及现场工程实践对该区域沿空留巷围岩变形控制问题进行了深入分析。对原有围岩控制方式进行了优化升级，并进行了现场工程实践，发现优化后的围岩控制技术能够满足支护要求，在一定程度上促进了矿井生产。

【关键词】薄煤层;沿空留巷;围岩控制;锚杆支护;优化设计

【中图分类号】 TD353 【文献标识码】 A

【文章编号】 2096-4102（2019）04-0011-04 开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

本文基于前人研究成果，并结合山西、陕西、山东等煤炭主采省份沿空留巷围岩控制经验，以含春煤矿+485E5-01N工作面为研究对象，采用数值模拟及理论分析等方法对沿空留巷围岩控制技术进行研究优化，以期能够指导矿井生产，缓解矿井接替紧张局面，提升矿井煤炭采收率以及矿井经济效益。

1工程概况

本工作面位于+485水平，工作面编号为+485E5-01N工作面，如图1所示。该工作面上为新开采区，仅南上部的+510E5-05N已回收完毕，不存在巷道积水;周边关系皆无影响。开采高程：+460～+485m。巷道长150m，煤层倾角7°，平均厚度为1.1m，f=0.5。煤层直接顶为平均1.94m的泥岩，老顶为2.1～4.7m的泥质砂岩，巷道平均埋深485m。巷道沿煤层顶板掘进，矩形断面。

2巷道围岩应力及变形特征分析

2.1数值模型建立

基于FLAC3D建模原理，根据试验所用区域采矿地质条件，建立数值模型，模型几何尺寸为200m（长）×70m（宽）×120m（高），模拟地层主要参数为：煤层厚1m，埋深540m。根据计算分析的需要，同时考虑计算效率，对岩层厚度及性质进行了适当的简化。

本次数值模拟采用模型为库伦-摩尔模型，具体取值见表1。利用FLAC3D中的null本构模型对+485E5-01N工作面进行开挖，工作面具体尺寸为150m（长）×50m（宽）×1m（高），开挖结束后又进一步开挖沿空巷道，模拟的巷道尺寸为4m（宽）×2.5m（高），深度为50m。

2.2试验结果分析

FLAC3D模拟得到的巷道变形及应力变化云图如图2，从图2中可以分析得到：

（1）在顶板垂直变形云图中可以看出，采空区沿空侧留巷帮的顶板下沉量最大达到500mm，实体巷帮一侧顶板下沉量最大达300mm，相较而言留巷帮侧的顶板下沉量远远大于实体煤帮侧，明显看出了顶板的不均匀下沉;底板在垂直方向未出现明显变化。

（2）从水平方向上位移云图来看，采空区侧的留巷帮变形量最大达到65mm，而实体煤帮侧达到48mm，明显看出近采空区侧的巷道围岩变形明显且增大趋势明显。

（3）从垂直应力云图来看，由于开采过程中的超前支撑压力影响，沿空侧留巷帮应力释放较好，而在深入实体煤帮侧3-4m处产生了较为显著的应力集中现象，最大垂直应力达26.5MPa，而此处原岩应力大致在12MPa，此时该区域的应力集中系数达到了2.2。

（4）从水平方向来看，两帮的水平应力均发生下降明显，表明此处受开挖影响，發生了较为大范围的塑性破坏。

3沿空留巷围岩变形控制分析

（1）工作面开采后，出现超前支撑压力，并随采动不断向前传递，由于留巷帮处于超前应力影响范围内，受高应力影响，且受顶板回转产生的动力影响，沿空留巷帮往往受压严重，产生较为显著的围岩破碎，而对于薄煤层的沿空留巷围岩支护多用木垛来控制围岩变形，或单体液压支柱来进行围岩控制，由于顶板的不均匀变形加之水平方向上的围岩变形严重，使用这些刚性支护不仅难以完全发挥支护体的支护作用，且受围岩水平作用力使其支护效果难以持续。

（2）根据实用矿压理论，在工作面开采后，采场前方应力分布呈现内外应力场，此时基本顶一端搭接在煤体弹塑性交界线，另一端在采空区触矸，形成了“内应力场”，因此巷道应尽可能地布置于内应力场内。

（3）通过模拟结果，发现薄煤层沿空留巷存在着顶板不对称下沉、巷帮不均匀变形等围岩变形问题，在进行支护优化改进时，应着重考虑支护形式，做到既能使巷道得到充分支护，又能使支护体充分发挥支护效果。且由于巷道顶板相对破碎，应选择加长锚索进行锚固处理。

（4）针对沿空侧巷帮大变形问题，应对其选用合适充填体来辅助其支承空区顶板，来使顶板下沉减小，使巷道围岩保持在相对稳定状态。

4巷道围岩变形控制设计优化

根据数值模拟所得结果和围岩变形控制分析，并结合现有工作经验，在原有支护设计基础上对支护措施进行了优化设计。

4.1沿空留巷支护设计

4.1.1巷内基本支护

采用规格Φ×L=18mm×（1800mm/2000mm）的金属全螺纹钢锚杆，杆体抗拉强度235kN;Φ×L=17.8mm×6000mm的高强度锚索，沿空侧、实体煤侧配备M钢带、金属网，顶板配备工字钢带。顶板支护分奇偶数进行布置，奇数排仅需布置锚杆，共布置5根锚杆，间排距为900mm×1000mm;偶数排需进行锚杆索联合支护，共需2根锚索、3根锚杆，锚杆、锚索交错布置，每根锚索采用5只树脂锚固剂加长锚固，这种形式不仅能够满足支护要求而且能够最大程度发挥支护体的支护效果;在巷道沿空侧布置3根锚杆，且每根锚杆底部配备固定楔形帽，锚杆间排距900mm×1000mm;在实体煤帮侧布置2根锚杆，每根锚杆采用2只树脂锚固剂加长锚固，锚杆间排距1100m×1000mm。具体支护设计见图3。

4.1.2巷旁支护

沿空帮顶板采用“锚索+工字钢带+金属网”支护方式。其中采用Φ×L=18mm×6000mm的高强锚索，间排距为900mm×1000mm。顶板铺设金属网，并进行巷体支护，使在沿空侧内部设置一道充填墙，待体压实后，采用“锚杆+M钢带+塑料网”支护方式，具体巷旁充填体加固设计见图4。

4.2沿空留巷支护效果

4.2.1沿空留巷测站布置

在巷道中每10m设置一个测站，对巷道变形各参数进行观测。

4.2.2沿空留巷围岩变形分析

各测站最终测得的巷道变形规律相差不大，进挑选1#、5#测站观测数据进行详细叙述，如图5所示。

从图5中可以看出，在经过支护方式的优化设计后，顶板下沉量及两帮移进量均出现大幅度减小，顶板下沉量仅为300mm，较未优化前减小40%，而两帮移进量最大为44mm，较未优化前减小33%，使用锚杆索、锚网带等新型的联合支护形式能够使薄煤层沿空留巷围岩变形问题得到有效控制，且支护体的支护效果能够得到最大程度的实现。

5结论

（1）通过运用数值模拟方法对+485E5-01N工作面沿空留巷围岩位移及应力分布特征进行了研究分析：发现沿空巷道出现顶板不均匀下沉，沿空侧顶板下沉量较实体煤帮侧多下沉达200mm;同时巷帮变形量也出现了不均布性，沿空侧高达65 mm，并且其围岩变形明显且呈现继续增大趋势;此外，通过应力云图发现实体煤帮侧3-4m处应力集中明显，达26.5MPa。

（2）通过分析沿空巷道围岩变形情况，系统讨论并针对不同变形情况提出了针对性控制对策，顶板补增高强预应力锚索，配以锚网带加固，在变形量更大的沿空侧进行加强支护，增补锚杆数量，并采用锚网带支护，在锚固段除采用树脂黏结剂外，增补固定楔形帽以加强支护效果，通过实践发现，优化的巷道支护能够有效地控制沿空留巷的围岩变形，使生产作业安全性得到保障。

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