龙王沟煤矿61617工作面巷道片帮机理与稳定性控制研究

阴永生

(鄂尔多斯市国源矿业开发有限责任公司，内蒙古 鄂尔多斯 010300)

近几年来，随着矿井综放开采设备工作能力的提升以及工作面管理人员素质提升，工作面的开采高度、开采强度逐年增大，巷道断面随之增大，在高强度开采的扰动作用下易发生煤壁片帮的情况。而且煤壁片帮也容易引起冒顶事故的发生，相反，随着冒顶的发生也会引发巷道片帮情况的进一步恶化，威胁井下工作人员和设备安全，特别是在大采高综放工作面这种情况的发生更加严重。为此，许多学者对此进行了大量的研究，得出了许多宝贵的结论与经验。孙晓明等[1]模拟了巷道的分步开挖，且在开挖后对于掘进巷道围岩变形程度等和掘进工作面之间距离的影响关系也进行了模拟。宫守才[2]建立和分析了巷道两帮塑性区范围公式，并对弹塑性应力解及宽度进行了求解，推导并验证煤帮在塑性区位移的范围。李树清等[3]建立和分析了巷道两帮塑性区的力学模型，推导并验证了煤巷两帮塑性区范围和应力大小公式，并基于计算结果给出了提高巷道塑性区支护强度的合理参数。张华磊等[4]建立巷帮围岩层的力学模型，并首次把注浆锚索的支护方式用于片帮治理。中国矿业大学(北京)杨胜利等[5]针对大采高工作面煤壁易发生严重片帮的问题，提出了煤壁柔性加固技术，通过“棕绳+注浆”的手段实现全长锚固，使煤壁片帮情况得以大大改善，大大降低支护成本，为治理煤壁片帮提供了新思路。王兆会等[6]构建并分析了高帮煤壁稳定性的力学模型，并且分别得到剪切、拉裂型片帮发生判据，得到了煤体起裂角的破别公式以及煤体起裂的影响因素，最终给出了合理的煤帮支护措施，有效改善了煤壁控制效果。朱德仁等[7]研究发现，对巷道煤帮稳定性影响显著的主要应力为水平应力，及时通过合理有效手段加固巷道煤帮控制水平应力对巷道的破坏作用，对保持巷道稳定型和巷帮的稳定有着明显的作用。以上研究成果为高强度开采作用下大断面巷道掘进的稳定性及控制技术奠定了很好的基础。文中通过理论分析等手段，研究龙王沟煤矿61617工作面巷道片帮机理与稳定性控制，以期为类似条件下的易发生片帮的大断面巷道围岩稳定性提高及控制提供参考。

1 工程概况

龙王沟煤矿61617工作面位于61盘区北翼中部、井田第一挠曲带西侧，南接西翼开拓大巷(61盘区泵房以北)，北至井田边界，相邻的西侧61619工作面和东侧61615工作面均为实体煤岩区，未采动。推采长度1 256 m，倾向长度255 m。6煤层为长焰煤，黑色，条痕褐黑色，弱沥青光泽，块状，平坦状—参差状断口，以暗煤为主，亮煤次之，夹少量镜煤及丝炭，属半暗—半亮型。为稳定煤层，煤厚20.5～25.5 m，平均厚23.1 m，煤层倾角0°～7°，平均1.5°，煤层坚固性系数f=0～1.0；煤层结构复杂，工作面区域煤层夹矸7～12层，单层夹矸厚度0.15～1.32 m，夹矸总厚度0.425～6.690 m，平均总厚度4.03 m，占全煤厚度的18.5%，夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩及高岭土，坚固性系数f=2.0～3.0。主运巷道和辅运巷道都是沿底掘进，为全煤巷道，具体实施参数如下：辅运巷道施工方位N25°，巷道沿底设计，设计平距1 450 m；主运巷施工方位N25°巷道沿底设计，设计平距1 578 m。

1.1 巷道平面布置

61617综放工作面主运巷矩形断面，净宽5 500 mm、净高4 000 mm，净断面积22.0 m2，底板硬化铺设250 mm混凝土。巷道安设DSJ160/350/3×500型可伸缩带式输送机，带宽1 600 mm、长度1 400 m，承担工作面的煤炭运输任务。巷内采用防爆无轨胶轮车运输，底板硬化铺设150 mm混凝土。巷内敷设信号、通讯等电缆及消防洒水管路、压风管路、排水管路、黄泥灌浆管路等。辅运巷矩形断面，净宽5 500 mm、净高4 000 mm，净断面积22.0 m2，底板硬化铺设250 mm混凝土。巷内采用防爆无轨胶轮车运输，敷设有动力、照明、信号电缆及消防洒水管、压风管、乳化泵进回液管路、注氮管路、排水管路等。

图1 巷道断面示意

1.2 巷道围岩变形破坏特征

龙王沟煤矿61617工作面相关巷道的支护方案普遍支护强度较低，施工工序繁琐，难以适应大断面全煤巷道掘进的支护速度及强度需求。工作面原来的支护方案和支护方式存在着巷道帮部布置的锚杆、锚索及配套托盘、螺母强度不足等问题，由于大断面全煤巷道自身强度比较低以及开挖产生的扰动和卸荷作用，工作面开采造成的二次扰动，共同作用下导致巷道产生较大范围的破坏、裂隙扩展，龙王沟煤矿61617工作面的巷道主要问题是巷道的片帮问题。

2 煤壁片帮机理研究与控制技术

2.1 煤壁片帮机理研究

受道开挖影响，在开挖作用下巷道周围原岩应力状态由稳态转变为非稳态，继而重新分布原岩应力状态，巷道将发生部分程度较小的初期变形量。受高强度工作面开采的影响巷道的原岩应力状态再次重新分布，且围岩应力的重新分布又会受到以下多种因素的影响：巷道顶底板、两帮的岩石力学性质及围岩的破碎程度等。

61617工作面的巷道皆是沿底掘进的全煤巷道，因而巷道围岩的硬度较低，巷道两帮受周围应力及工作面开采的扰动作用而发生以片帮等形式的围岩变形，且该工作面正是容易发生片帮的情况。因此这里分别研究分析巷道片帮机理及控制技术。

巷道煤壁片帮过程的本构模型可以看作是某种处于发生塑性破坏的煤体，由于巷道开挖作用和工作面的开采扰动发生弹性变形及后效变形，根据杨胜利[5]等提出的加入Mohr Coulomb屈服准则的修正开尔文模型进行表示，如图2所示。

图2 煤壁开尔文模型

从图2中可以看出，煤壁在塑性状态时对其影响最大的是：超前支承压力，煤体强度、煤体内部构造和裂隙。但仅是在塑性状态时的巷道煤体并不一定会发生片帮的现象，当受到工作面的扰动作用或是随时间推移，煤壁的塑性区范围增加，煤壁稳定型大幅降低，进而发生煤壁的片帮现象。而且巷道的弹性后效现象主要受掘进速度、掘进停滞，巷道变形增加进而进入塑性状态，巷道片帮发生的概率增加。减弱这种状态的主要是通过增加掘进速度、增加巷道整体性的支护效果，进而降低巷道两帮的片帮现象发生概率。

2.2 锚杆在控制非连续性变形机理分析

巷道围岩是否发生非连续性变形的力学过程与时间有着很强的相关性，支护结构主要是提高巷道的围压，进而改善峰后煤岩体的蠕变特性，最终增加巷道的稳定性。巷道围岩发生蠕变效应主要发生于围岩碎裂区，其残余强度及变形并不是煤岩体本身的材料属性，而是破碎煤岩体之间的结构属性。蠕变结构效应如图3所示。

图3 破碎煤岩体结构之间滑动模型

(1)

(2)

v=ε3/ε1=(L/D) tanθ

(3)

式中，Δ为煤岩体沿破裂面滑移量大小；Δ1为径向滑移量大小；Δ2为轴向滑移量大小；θ为破裂角度大小；D为圆形试件直径大小；L为煤岩体高度大小；ε1为轴向应变量；ε3为径向应变量；v为轴向径向应变比。

增加围压大小改善峰后蠕变的特性，延长巷道的稳定时间。在巷道锚杆的支护效果范围附近，围压可以等效为锚杆支护所提供给煤岩体的支护阻力，因而可以通过增加支护使用的锚杆支护阻力的方式，弱化巷道周围煤岩受采动扰动而导致的滑动和张开现象，进而增加围岩稳定性，延长巷道稳定时间，增加巷道支护效果。锚杆弱化煤岩体滑动和张开原理如图4所示，而基于“组合梁”理论，施加锚索之后能够进一步强化这种支护效果。

图4 锚杆在控制非连续性变形示意

3 大断面沿底全煤巷道支护方案

龙王沟煤矿61617工作面为矩形断面，净宽为5 500 mm，净高为4 000 mm，净断面积22.0 m2，为大断面沿底全煤巷道掘进。在掘进过程中，巷道围岩存在应力状态的复杂性及支护时的困难性。根据上述巷道煤壁片帮机理及锚杆控制非连续性变形控制机理，基于工作面巷道掘进时应力监测状态和原有巷道支护的破坏现象，制订出巷道支护方案新实施方案。

3.1 巷道支护方案

对于龙王沟煤矿61617工作面大断面沿底全煤巷道，巷道两帮及顶底板为实体煤，硬度低，在掘进过程及工作面高强度开采扰动影响，容易出现片帮现象，考虑到巷道顶底板与两帮发生灾害之间的联动性，选择对巷道顶板采用锚网索支护+φ20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢锚杆支护(图5)。锚杆间排距为900 mm×1 000 mm，共7根；锚索采用φ17.8 mm×6 500 mm钢绞线，间排距为2 200 mm×3 000 mm，每排2根；底板铺设厚250 mm混凝土。

图5 巷道支护断面示意

针对煤壁片帮现象，结合巷道煤壁片帮机理及锚杆控制非连续性变形控制机理，回帮采用φ20 mm×2 000 mm的玻璃钢锚杆，锚杆间排距为950 mm×1 000 mm；煤柱帮采用φ20 mm×2 000 mm左旋螺纹钢锚杆，锚杆间排距为950 mm×1 000 mm，并结合喷浆进行补强。

3.2 巷道支护效果数值模拟研究

为了验证新的支护方案合理性及有效性，先利用FLAC3D建立巷道开挖及巷道支护的三维数值模型进行数值模拟分析，模拟大断面全煤巷道在实际开挖及支护过程中的变形情况。整个模型四周及底板为固定约束，工作面埋深设置为985 m，由于受计算机能力限制，上覆岩层可以等效为27.5 MPa的应力来模拟上覆岩层的自重。

从图6可以看出，在巷道开挖初期，尚未进行支护时，巷道最大位移量达到了109 mm，且出现了大面积的塑性区，说明此时巷道不稳定，极易发生巷道坍塌或者失稳破坏。

图6 巷道开挖后无支护位移及塑性区

从图7(a)可以看出，采用原来的支护方案巷道的最大位移量为90.4 mm，对应之前矿井生产过程中易发生片帮的问题，然而从图7(b)可以看出，采用新的支护方案(锚杆+锚索+喷浆支护)后，巷道最大位移量只有57.3 mm，相较原支护方案减少了近1/2的位移量，说明新的支护方案能够较好地控制巷道的稳定性，整体支护达到较好的效果，继而证明新的支护方案可以应用于工程验证阶段。

图7 巷道原、新支护方案位移云图

4 巷道支护效果监测

在工作面回采期间，为了解改进后的支护方案的支护效果，对工作面前方巷道表面位移进行了为时2个月的监测，监测结果如图8所示。

图8 巷道顶底及两帮板移近量

通过图8可以得出，在巷道开掘22 d左右时，围岩变形量比较大，而且变形速度也比较快，两帮收敛量达到391 mm，顶底板为359 mm。之后整个巷道围岩变形量趋于稳定且以较慢的速度发生变形，当监测时间达到60 d时，两帮的收敛量仅为425 mm左右。采用新的支护方案之后，虽然巷道一直存在一定的变形量，但是都是以极低的速度变化，巷道的围岩变形有所改善，尤其是原有的片帮问题极少出现，支护效果极其明显。

5 结论

(1)明确了大断面全煤巷道两帮失稳破坏的影响因素以及各因素的作用机理；并且分析了大断面全煤巷道的片帮现象的本构模型，给出弱化片帮现象的理论方式。

(2) 分析了锚杆在控制非连续性变形时的作用机理，并且针对研究结论给出了弱化煤岩体之间滑动和张开效果的方法。

(3) 通过巷道煤壁片帮机理及锚杆控制非连续性变形控制机理的研究结论，给出了针对龙王沟煤矿61617工作面大断面沿底全煤巷道片帮的锚杆+锚索+喷浆支护新方案，且经过为期2个月的效果监测证明，巷道的片帮现象得到了有效控制。