厚煤层大断面托顶煤巷道围岩稳定控制研究

白志云，徐青云，王爱国，赵 涛

（1.山西大同大学 煤炭工程学院，山西 大同 037003；2.晋能控股山西科学技术研究院有限公司，山西 大同 037003；3.晋能控股煤业集团 太原煤气化龙泉能源发展有限公司，山西 太原 030303）

随着煤矿开采技术的不断发展与完善，为了提高煤炭资源回采率及降低掘进费用，在大多数煤矿中，回采巷道布置在煤层中[1-4]。在特厚煤层、厚煤层进行开采过程中，大部分煤矿的回采巷道多为托顶煤巷道，在煤矿实际应用中，大断面托顶煤巷道由于断面较大、顶煤较厚、支护范围有限的情况下，出现了巷道顶板变形严重、煤帮部位塑性区范围较大的问题。因此，对大断面托顶煤巷道进行有效的支护有利于煤矿在实现安全回采工作的基础上，提高煤矿开采资源的回收率，对推动井工煤矿的安全生产和高质量、高标准、高效益发展有着重要意义[5-9]。在矿井开采安全生产中如何保障大断面托顶煤巷道围岩稳定是学者们多年研究的重点，国内学者对大断面托顶煤巷道做了许多研究工作。孙小岩等[10]根据常村矿21170 工作面大断面托顶煤巷道问题，采用梯次支护理论设计支护方式，提出了基于巷道顶角内缩、顶部岩层联合、巷帮深部高应力化解及底板大变形解围控制对策的深部大断面托顶煤巷道主动修复技术，使得巷道顶板及两帮围岩变形较低，保证了巷道围岩稳定性；张云峰等[11]对托顶煤巷道的变形特点及围岩控制因素研究分析，采用数值模拟方法对比不同支护体长度、预应力下巷道支护效果，提出了长短锚索联合支护方式，在现场实际应用中，巷道围岩控制效果得到了大幅改善；田柯等[12]采用顶板钻孔窥视的方法，研究大断面托顶煤巷道顶板围岩内部结构状况，确定顶板不稳定区域，提出不稳定区域注浆改性与强力锚（杆）索联合加固的围岩控制技术，并取得一定经济社会效益。以上研究促进了大断面托顶煤巷道支护方式的发展，但对托顶煤巷道顶板及帮煤之间的力学分析研究甚少，而大断面托顶煤巷道与非托顶煤巷道变形破坏对比有其特殊性，因此对其大断面托顶煤巷道有待于进一步研究分析。为此，以龙泉煤矿4203 工作面回风巷实际情况为研究对象，通过建立巷道岩层稳定性力学分析模型，研究巷道顶煤破碎位置及原因，同时采用数值模拟UDEC-Trigon 模型分析不同顶煤厚度下围岩应力分布特征、塑性区发育规律及巷道变形情况，对比分析确定顶煤留设厚度，应用高预应力、高强度锚杆索及时支护巷道的围岩综合控制技术对巷道围岩变形进行有效控制。

1 工程概况

4203 工作面位于矿井的第一水平的二采区第3个工作面，所采煤层为4#煤（埋深455 m 左右），煤层厚度范围为6.2～7.4 m，平均厚度为6.8 m。4203工作面煤层倾角为4°～8°，煤层形态较稳定，结构比较复杂，夹矸含有含炭泥岩、砂岩，该煤层平均硬度为1.36。4203 综放工作面共布置有3 条巷道，在工作面北侧布置有4203 运输巷，工作面南侧布置4203 回风通道和4203 瓦斯抽放巷道，工作面由东向西开采。工作面示意图如图1，4#煤层综合柱状图如图2。

图1 工作面位置示意图Fig.1 Schematic diagram of working face position

图2 4#煤层综合柱状图Fig.2 Comprehensive column chart of No.4 coal seam

2巷道力学模型

针对非托顶煤巷道顶板进行力学研究分析时，将顶板岩层可以直接简化为简支梁进行分析，不需要考虑顶帮一体化问题。而托顶煤巷道沿底掘进，顶煤较厚，将巷道顶板围岩视为均质岩体，先将顶煤看成固定的梁进行受力分析，然后把顶煤和帮煤成一体化研究分析[13-14]，将托顶煤巷道顶板与非托顶煤巷道顶板结构对比，托顶煤与非托顶煤巷道岩层稳定性分析模型如图3 和图4。

图3 托顶煤巷道岩层稳定性分析模型Fig.3 Stability analysis model of roadway with top coal

图4 非托顶煤巷道岩层稳定性分析模型Fig.4 Stability analysis model of roadway with non-top coal

把受水平应力作用下出现有弯矩的煤体视作等效煤帮，此时上覆岩层压力作用在巷道帮煤体浅部，因此可以假设把巷道顶板当作弹性体研究，从而对上覆岩层对顶煤的作用忽略，在此基础上对顶煤进行受力分析。通过Mohr-Coulomb 准则，得到剪切面与最大主应力的作用线呈±)的夹角。

将式（3）代入式（2）中，得：

整理得：

得出顶板发生剪切破坏的条件为：

式中：F 为摩擦力，N；N 为剪切力，N；φ 为岩石内摩擦角，（°）；G 为岩层自重，N；φ0为剪切面内摩擦角，（°）。

把顶煤与底板作为边界形成等效煤帮固支梁结构，等效煤帮与顶煤区分开是为了巷道应力分析。由于垂直应力对弯矩几乎无影响，因而忽略，现假定巷道帮部存在水平均布载荷q1。根据力学公式[15-16]进行计算，固支梁结构产生的弯矩为：

式中：M1为固支梁结构产生的弯矩，kN·m；q1为水平方向均布载荷，kN/m；h 为巷道高度，m。

由（7）得到固支梁所受固定约束端的弯矩，巷道帮部弯矩示意图如图5。

图5 巷道帮部弯矩示意图Fig.5 Schematic diagram of bending moment of roadway side

将顶煤视作以帮煤为支点的简支梁并对顶煤产生的形变分析，梁的两端受到反向作用弯矩M2时，考虑煤梁的变形是由均布载荷q 引起的，在均布载荷q 单独作用下，作用于煤梁上的总载荷为ql，l 为煤梁的长度，m。根据对称性，每一端的约束反力为ql/2。煤梁的弯矩M2为M2=。由于对称性，煤梁的最大挠度值发生在中点部位。

煤梁由于帮部影响产生的弯矩为M1，煤梁的弯矩为M2，所以煤梁受煤帮与垂直方向上均布载荷下的叠加弯矩M 为：

通过力学分析该结构在叠加弯矩M 作用下的最大挠度值Wmax为：

式中：M 为煤梁受煤帮与垂直方向上均布载荷下的叠加弯矩，kN·m；Em为煤梁的弹性模量，MPa；Im为煤梁的截面惯性矩，m4；M2为梁的两端受到反向作用弯矩，kN·m。

通过公式计算可得到顶煤梁在叠加弯矩作用下最大挠度值为：

式中：q 为垂直方向均布载荷，kN/m。

通过综合分析可知：顶煤梁与上覆岩层岩性不同使得帮部的反作用弯矩对煤梁中部产生的作用不大，造成了煤梁中部位置的下沉速率大于上覆岩层的下沉速率，使得巷道顶中容易产生离层。帮煤对顶煤的反作用弯矩M 减缓顶煤岩梁的下沉速率，但是帮煤的反作用弯矩对顶板稳定性起稳定作用的同时，也增加了帮顶一体处煤体破碎的可能性，促使顶板顶角发生剪切破坏，同时由于岩层自重G、岩石内摩擦角φ 和岩块（面）之间的摩擦角φ0的关系也是岩层发生剪切破坏的影响因素，且剪切应力大于摩擦应力时，最大剪应力的位置均位于巷道两端顶角，容易使岩层破断造成煤巷发生冒顶现象。

3 回风巷道支护数值模拟

为深入分析厚煤层大断面托顶煤巷道围岩稳定机理与锚杆支护系统加固措施，利用UDEC-Trigon数值模拟方法，以龙泉矿二采区4203 工作面回风巷为工程背景进行模拟计算与分析。顶底板的力学参数见表1。

表1 顶底板的力学参数Table 1 Mechanical parameters of roof and floor

UDEC 在进行数值运算非连续介质中静载荷或动载荷作用下的响应具有一定的优越性，非常适合模拟块状系统（如研究开采岩层移动规律等)的大运动和大变形。采用数值模拟软件UDEC 研究大断面巷道托不同顶煤厚度支护效果，根据龙泉煤矿4203综放工作面地质生产条件，建立数值模型。所建模型宽度和高度均为60 m。在模型顶部施加11 MPa 的垂直应力，两边施加梯度水平应力，两侧及下部边界用位移约束。通过使用UDEC 中的节理（Trigon）划分，岩石块体可以将岩层细分成大小均匀的Trigon子块，可以更真实的在进行运算及分析覆岩裂隙产生、发育、扩展情况[17-20]。UDEC-Trigon 块体的本构模型如图6。

图6 Trigon 块体本构模型关系图Fig.6 Trigon block constitutive model diagram

在接触面的垂直方向，应力应变变化关系由法向刚度ky大小决定：

式中：△σy为法向应力的增量；△uy为法向应变的增量；ky为接触面法向刚度，GPa。

数值模型计算时，UDEC-Trigon 块体间的接触存在抗拉强度极限值，T。如果接触面上承受的拉应力超过抗拉强度的极限值T 时，法向应力和应变不适用于式（10），接触面剪切方向上剪应力和剪应变的变化关系取决于kx的大小。τx为块体间接触面剪应力与接触面内摩擦角φ0和黏聚力C 有关：

为对比研究不同顶煤厚度下巷道的稳定性，在同一断面的情况下，顶煤厚度从0～3 m 每次递增0.5 m 的过程中进行数值计算研究分析。

不同托顶煤厚度巷道应力分布图如图7。不同托顶煤厚度巷道塑性区分布如图8。

图7 不同托顶煤厚度巷道应力分布图Fig.7 Stress distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

图8 不同托顶煤厚度巷道塑性区分布图Fig.8 Plastic zone distribution diagrams of with different top coal thickness

由图7 可知，两帮的应力集中是由于顶部和帮部一体化导致帮角上部应力斜向下转移造成的，因此控制帮部的关键是控制两帮的肩角。当巷道顶煤从0～3 m 变化过程中，围岩支承压力始终在巷帮锚杆支护的范围内，没有明显的远离，能够缓解顶部角边应力转移到巷道帮部带来的应力集中现象，控制大断面托顶煤巷道围岩变形，这说明尽管顶煤厚度增加，也没有使巷帮和顶板形成大范围的滑移变形，两帮依然坚实可靠，可以支承起3 m 厚的顶煤。

由图8 可知，顶煤厚度从0～3 m 过程中，巷道围岩塑性区形态没有发生明显变化，不同的是随着顶煤厚度的增加，围岩的剪切滑移逐渐从巷道底部向顶部转移（红色部分），且随着顶煤厚度的增加，顶煤处于屈服破坏状态，顶煤厚度的增加对底板塑性区的扩张影响较小，但对巷道两帮围岩塑性区范围影响较为明显，帮部作为顶板承载传递结构使其处于屈服状态，在该掘进情况下巷道两帮塑性区受到一定限制，两帮较为稳定，说明4203 回风巷道的顶煤增加确实引起了巷道顶板的塑性滑移，但范围不大。

不同托顶煤厚度巷道垂直位移分布图如图9，不同托顶煤厚度巷道水平位移分布图如图10，不同顶煤厚度巷道围岩变形量如图11。

图9 不同托顶煤厚度巷道垂直位移分布图Fig.9 Vertical displacement distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

图10 不同托顶煤厚度巷道水平位移分布图Fig.10 Horizontal displacement distribution diagrams of roadway with different top coal thickness

图11 不同顶煤厚度巷道围岩变形量Fig.11 Deformation of roadway surrounding rock with different top coal thickness

由图9～图11 可知，由于厚顶煤存在的情况，顶煤下沉速率一般大于上覆岩层下沉速率，从而发生离层破坏导致顶板变形严重。当托顶煤厚度为1.5～2 m 时，顶板下沉量最大，随着托顶煤厚度相对较薄或较厚时，顶板下沉量发生明显变小趋势，随着顶煤厚度的增大，顶板下沉量出现增大后减小的趋势，巷道两帮移近量则出现减小趋势，说明顶煤厚度较大时，有利于减小两帮移近量，4203 工作面回风巷留设厚度为3 m 顶煤时，围岩变形量均满足需求。

4 工程实践

4.1 巷道支护参数

结合龙泉煤矿具体生产地质条件，综合理论分析、数值模拟和工程类比法确定4203 回风巷道围岩控制方案与参数，顶板锚索采用φ21.8 mm×L7 000 mm 预应力钢绞线，1 排6 根锚索，间排距为900 mm×1 000 mm，两端顶锚索分布向两边倾斜且与垂直方向呈15°；巷道两帮采用φ22 mm×L2 400 mm高强螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×1 000 mm，每排每帮4 根锚杆，顶角和底角的锚杆分别向上和向下倾斜15°与水平方向。4203 回风巷道支护布置如图12。

图12 4203 回风巷道支护布置图Fig.12 4203 supporting layout of return airway

4.2 支护效果分析

对巷道围岩表面位移进行连续监测，4203 回风巷道矿压观测结果如图13。

图13 4203 回风巷道矿压观测结果Fig.13 Results of mine pressure observation in 4203 return airway

大断面托顶煤巷道在留设3 m 顶煤掘进过程中对围岩变形进行监测，结果显示在巷道围岩变形趋于稳定后顶板离层得到有效控制，顶底板与两帮移近量明显减少，分别为104 mm 和86 mm，在允许变形的范围内，锚索载荷稳定在75 kN 左右，锚杆载荷稳定在62 kN 左右，锚杆索承受的最大载荷强度小于其极限载荷，锚杆索有很大的承载空间，巷道位移控制效果明显。

5 结 语

1）理论分析表明，大断面托顶煤巷道顶煤发生破碎是由于帮煤的反作用弯矩对顶板稳定性稳定作用的同时，增加了帮顶一体处煤体破碎的可能性，促使顶板顶角发生剪切破坏，同时由于岩层自重G、岩石内摩擦角φ 和岩块（面）之间的摩擦角φ0的关系也是是岩层发生剪切破坏的影响因素。

2）数值模拟研究得出大断面托顶煤巷道随着顶煤厚度不断增加，顶板下沉量也随之增加，巷道帮部塑性区显示明显，由拉伸破坏转变为剪切破坏应适当的对帮部肩角部分加强支护避免发生进一步破坏。

3）顶板全锚索支护对于减小大断面托顶煤巷道围岩塑性区分布作用不明显，主要作用在于控制顶板围岩拉伸破坏的产生和肩角剪切变形的产生及贯通；锚索支护系统为顶板围岩提供预应力场有效的抑制顶板变形，避免应力集中区形成，确保了围岩的稳定应力状态。