深井大斷面沿空掘巷圍巖支護(hù)技術(shù)研究

樊克恭，馬池帥，王亞軍，甄恩澤，滿建鑫

(山東科技大學(xué)礦山災(zāi)害預(yù)防與控制實(shí)驗(yàn)室，山東青島266590)

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深井大斷面沿空掘巷圍巖支護(hù)技術(shù)研究

樊克恭，馬池帥，王亞軍，甄恩澤，滿建鑫

(山東科技大學(xué)礦山災(zāi)害預(yù)防與控制實(shí)驗(yàn)室，山東青島266590)

［摘要］針對(duì)湖西礦深井厚煤層大斷面沿空掘巷出現(xiàn)的兩幫整體外鼓、底鼓嚴(yán)重等問題，在現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，認(rèn)為原巖應(yīng)力高、巷道兩幫巖性差、支護(hù)結(jié)構(gòu)及參數(shù)不合理等是導(dǎo)致巷道變形破壞的主要原因，且小煤柱是整個(gè)沿空掘巷保持穩(wěn)定的關(guān)鍵。據(jù)此針對(duì)深井厚煤層大斷面沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)特點(diǎn)，提出了“高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+補(bǔ)強(qiáng)鳥巢錨索”聯(lián)合支護(hù)方案，經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)發(fā)現(xiàn)，該支護(hù)方案有效地控制了沿空巷道圍巖的變形，解決了原支護(hù)需多次擴(kuò)幫、臥底的難題，確保了工作面正常生產(chǎn)。

［關(guān)鍵詞］深井;大斷面;沿空巷道;聯(lián)合讓抗支護(hù)

［引用格式］樊克恭，馬池帥，王亞軍，等.深井大斷面沿空掘巷圍巖支護(hù)技術(shù)研究［J］.煤礦開采，2015，20 (2) : 43－46.

隨著國(guó)內(nèi)外陸續(xù)進(jìn)入深部資源的開采，巷道支護(hù)難度逐漸增大［1－4］。受多重因素影響的深井大斷面沿空巷道，垂直應(yīng)力明顯增大，開采擾動(dòng)影響強(qiáng)烈，導(dǎo)致巷道出現(xiàn)頂板下沉、兩幫整體外鼓、底鼓以及肩角錨桿破斷等圍巖變形破壞現(xiàn)象，造成回采巷道多次擴(kuò)幫臥底、甚至片幫的被動(dòng)局面，給深部礦井安全開采帶來巨大威脅［5－6］。

因此，本文以岱莊生建煤礦湖西礦井31104工作面運(yùn)輸巷為工程背景，研究深井厚煤層大斷面沿空掘巷支護(hù)問題，旨在減小沿空巷道變形，降低巷道維護(hù)成本，保障安全生產(chǎn)。

1　工程概況

31104工作面位于一采區(qū)東南部，開采煤層為二疊系山西組3上煤層，埋深698～748m，厚1.0 ～5.0m，平均4.0m左右，結(jié)構(gòu)較為簡(jiǎn)單，與31103軌道巷間留設(shè)5m小煤柱沿空掘巷。煤層直接頂為泥巖、粉砂巖，厚0～5m;基本頂為砂巖，粉砂巖互層或礫巖，厚15～30m;直接底為粉砂巖，厚1.5～2.5m;老底為砂巖，厚25m。

2　巷道變形破壞特征

2.1原支護(hù)形式

31104運(yùn)輸巷設(shè)計(jì)為矩形斷面，凈寬4.8m，凈高4.2m，長(zhǎng)度1280m，原支護(hù)方式:頂部采用M5鋼帶、鋼筋網(wǎng)，高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力扭矩錨桿，規(guī)格為22mm×2200mm，間排距為800mm×1000mm;錨索規(guī)格為17.8mm×7000mm，沿巷中呈矩型布置，間排距為1600mm×2000mm;兩幫采用鋼筋梯子、塑料雙抗網(wǎng)，右旋全螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×1000mm。錨桿扭矩為145～220N·m。

2.2巷道變形破壞特征

通過對(duì)湖西礦31104運(yùn)輸巷沿空巷道圍巖變形的實(shí)地考察，發(fā)現(xiàn)沿空巷道主要變形破壞特征為:

(1)巷道兩幫整體外鼓由于兩幫采用右旋全螺紋鋼錨桿加塑料雙抗網(wǎng)的支護(hù)方式，預(yù)緊力低，支護(hù)強(qiáng)度小，在深部復(fù)雜應(yīng)力條件下不能有效控制兩幫圍巖的初始變形，從而導(dǎo)致圍巖塑性破碎范圍大，巷道邊緣煤體破碎、兩幫整體外鼓。從31104運(yùn)輸巷現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研發(fā)現(xiàn)，兩幫累計(jì)移近量超過1800mm，沿空幫煤體破碎嚴(yán)重，極大影響巷道正常使用。

(2)巷道底鼓嚴(yán)重近年來，隨著礦井開采深度不斷加大，底鼓現(xiàn)象已成為巷道圍巖變形破壞的主要特征之一，底鼓量已成為巷道變形量的主要部分［7－10］。經(jīng)過對(duì)31104運(yùn)輸巷沿空巷道回采期間頂?shù)装逵^測(cè)數(shù)據(jù)匯總、分析發(fā)現(xiàn)，底鼓量約占頂?shù)装逡平康?0%。

(3)圍巖破碎、局部出現(xiàn)肩角幫錨桿破斷、鋼帶扭曲、網(wǎng)兜現(xiàn)象錨桿與鋼帶不匹配，局部出現(xiàn)肩角幫錨桿破斷、錨桿失效，出現(xiàn)托盤脫落、鋼帶扭曲等現(xiàn)象;現(xiàn)采用的鋼帶寬度較小，護(hù)表效果不佳;塑料雙抗網(wǎng)不適應(yīng)沿空側(cè)的變形要求，不能有效控制煤體松散、破碎及傳遞載荷，出現(xiàn)網(wǎng)兜現(xiàn)象。

現(xiàn)場(chǎng)破壞情況示意圖如圖1所示。

圖1　現(xiàn)場(chǎng)破壞情況示意

3　數(shù)值模擬分析

3.1模型建立

數(shù)值模型尺寸為200m×90m×49m，模擬巷道開挖尺寸為4.5m×4m，模擬工作面開挖尺寸為100m×90m×4m，煤柱留設(shè)寬度為5m。采用摩爾－庫(kù)倫準(zhǔn)則，模型頂部邊界施加等效荷載為17.15MPa來代替上覆巖層自重，底部固定，限制水平移動(dòng)，施加水平約束8.6MPa。具體煤巖體力學(xué)參數(shù)見表1。

3.2模擬結(jié)果分析

3.2.1沿空巷道圍巖位移變化情況

沿空巷道圍巖位移變化情況見圖2。

表1　煤層頂?shù)装鍘r體力學(xué)參數(shù)

圖2　沿空巷道圍巖位移變化情況

由圖2可知:

(1)沿空巷道掘進(jìn)期間，小煤柱是沿空巷道圍巖位移變化最大的結(jié)構(gòu)體。掘進(jìn)面后方巷道兩幫整體外鼓，煤柱側(cè)最大水平位移約370mm;巷道中間頂?shù)装逡平考s200mm，煤柱側(cè)頂?shù)装逡平考s250mm，實(shí)體煤側(cè)基本無變化。這是因?yàn)橄锏篱_挖后，圍巖平衡狀態(tài)破壞，應(yīng)力重新分布，上覆巖層自重載荷傳遞到沿空側(cè)小煤柱上，從而導(dǎo)致小煤柱裂隙發(fā)育、破碎，壓迫小煤柱向巷內(nèi)擠入;隨著上覆巖層進(jìn)一步下沉，頂板隨之下沉，且煤柱側(cè)頂板下沉量大于巷中和實(shí)體煤側(cè)。

(2)工作面前方，煤柱側(cè)水平位移最大處約達(dá)875mm，實(shí)體煤側(cè)水平位移最大約300mm;巷道靠近煤柱側(cè)頂?shù)装逡平坷塾?jì)約600mm。這是由于本工作面回采期間，在側(cè)向和超前支承壓力影響下，基本頂關(guān)鍵塊體結(jié)構(gòu)在沿空側(cè)煤壁處發(fā)生剪切回轉(zhuǎn)下沉，采空區(qū)冒落矸石及巷道實(shí)體煤幫壓縮下沉，導(dǎo)致沿空巷道圍巖變形破壞程度和速度急劇增加。

3.2.2應(yīng)力變化情況分析

應(yīng)力變化情況分析見圖3，圖4。

圖3　沿空巷道圍巖垂直應(yīng)力變化情況

圖4　沿空巷道圍巖垂直應(yīng)力變化實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)曲線

由圖3、圖4可知:

(1)沿空巷道掘進(jìn)期間，兩側(cè)煤體約3m范圍內(nèi)存在彈性核區(qū)，前期沿空側(cè)彈性核區(qū)范圍要比實(shí)體煤側(cè)大，最大應(yīng)力值也比實(shí)體煤側(cè)高，為主要承載結(jié)構(gòu)。至掘進(jìn)面后方5m處，沿空側(cè)垂直應(yīng)力最大約72MPa，實(shí)體煤側(cè)垂直應(yīng)力最大約55MPa。

(2)本工作面回采期間，受側(cè)向和超前支承壓力疊加影響，煤柱內(nèi)的彈性核區(qū)逐漸消失，支承壓力高峰逐漸向?qū)嶓w煤側(cè)轉(zhuǎn)移。隨著本工作面推進(jìn)至監(jiān)測(cè)斷面，最大垂直應(yīng)力值達(dá)到94MPa，煤柱側(cè)彈性核區(qū)基本消失，小煤柱破壞失穩(wěn)。

(3)由圖4可知，巷道掘進(jìn)期間，圍巖平衡狀態(tài)破壞，上覆巖層自重載荷傳遞到沿空側(cè)小煤柱上，應(yīng)力急劇增大超過其承載能力，導(dǎo)致小煤柱變形破壞;而實(shí)體煤側(cè)所受掘進(jìn)影響較小，仍處于彈性狀態(tài)。本工作面回采期間，小煤柱保留有一定的殘余強(qiáng)度，但其支承能力已被極大消弱;而實(shí)體煤側(cè)隨著工作面回采仍表現(xiàn)出較高強(qiáng)度。

4　巷道支護(hù)設(shè)計(jì)及現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)

4.1加固方案確定

根據(jù)對(duì)31104運(yùn)輸巷的現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研，采用原支護(hù)方式，需要多次擴(kuò)幫、臥底，才能保證工作面巷道超前支架及帶式輸送機(jī)機(jī)頭段通過，遂決定從提高支護(hù)強(qiáng)度和加強(qiáng)護(hù)表效果兩個(gè)主要方面來進(jìn)行擴(kuò)幫加固優(yōu)化設(shè)計(jì)。

采用“雙啟動(dòng)高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+補(bǔ)強(qiáng)鳥巢錨索”聯(lián)合支護(hù)，錨桿采用20mm×2400mm雙啟動(dòng)高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿，桿體為20mm左旋無縱筋螺紋; W鋼帶采用280－2.75－2600與280－2.75 －1800分段鋼帶，金屬網(wǎng)采用直徑6.0mm的冷拔鋼絲焊接網(wǎng)，規(guī)格為2600mm×900mm與1800mm× 900mm 2種，網(wǎng)格尺寸70mm×70mm。頂板靠近煤柱側(cè)補(bǔ)打1排錨索，規(guī)格為17.8mm×7300mm的高強(qiáng)度低松馳預(yù)應(yīng)力鋼絞線鳥巢錨索，加固方案如圖5所示。

4.2加固優(yōu)化效果監(jiān)測(cè)

從原支護(hù)地段和加固優(yōu)化地段分別選擇代表性測(cè)站對(duì)比分析，監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖6～圖8所示。

監(jiān)測(cè)結(jié)果分析:

(1)如圖6所示，回采期間按原支護(hù)方式擴(kuò)幫處的附12號(hào)測(cè)站兩幫位移平均移近量1504mm，平均移近速度23mm/d;經(jīng)擴(kuò)幫加固優(yōu)化段巷道12號(hào)測(cè)站兩幫移近量1120mm，平均移近速度15.86mm/d，加固優(yōu)化效果明顯，巷道兩幫移近量和移近速度明顯減小，滿足巷道的正常使用。

圖5　加固方案

圖6　巷道表面位移移近量

圖7　加固優(yōu)化處錨桿受力

圖8　加固優(yōu)化處錨索受力

(2)經(jīng)擴(kuò)幫加固后，沿空巷道受上覆巖層活動(dòng)影響明顯減小，按原方式擴(kuò)幫處測(cè)站兩幫移近速度最高87mm/d，而擴(kuò)幫加固優(yōu)化處測(cè)站兩幫移近速度最高54mm/d，移近速度明顯降低。

(3)如圖7～圖8所示，沿空側(cè)小煤柱錨桿受力特征:下錨桿受力較大且增加較快，中錨桿次之，上錨桿最小;說明小煤柱下部完整性最好，上部破碎比較嚴(yán)重，可供錨固體錨固的完整煤體較少，錨桿不能發(fā)揮其作用。錨索受力在穩(wěn)步增加，說明錨索通過對(duì)巷道上方不穩(wěn)定煤巖層進(jìn)行擠壓加固，對(duì)減緩頂板下沉和離層起到一定積極作用，使圍巖能夠發(fā)揮出更大的承載作用。

(4)盡管采用“雙啟動(dòng)高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+補(bǔ)強(qiáng)鳥巢錨索”聯(lián)合支護(hù)方案加固后巷道變形速度、變形量大大減小，但仍舊偏大，主要由于回采巷道兩幫煤體已經(jīng)破碎，錨桿達(dá)不到預(yù)計(jì)的預(yù)緊力和錨固力，影響其加固效果。

5　結(jié)論

(1)深井厚煤層大斷面沿空掘巷由于圍巖結(jié)構(gòu)不對(duì)稱，兩幫變形嚴(yán)重，普通的全螺紋鋼錨桿支護(hù)難以滿足要求，必須根據(jù)巷道圍巖變形破壞特點(diǎn)，采用新支護(hù)結(jié)構(gòu)及支護(hù)方式，使其達(dá)到應(yīng)有的支護(hù)效果。

(2)模擬研究表明:深井厚煤層大斷面沿空掘巷變形以兩幫整體外鼓和底鼓為主，其中以沿空側(cè)小煤柱變形最為嚴(yán)重。

(3)實(shí)踐證明，深井厚煤層大斷面沿空掘巷采用“雙啟動(dòng)高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿+補(bǔ)強(qiáng)鳥巢錨索”聯(lián)合支護(hù)方案是合理的，對(duì)大斷面沿空掘巷圍巖變形有一定的控制作用，能夠滿足正常生產(chǎn)需要，建議深井厚煤層大斷面沿空掘巷初期就采用此支護(hù)方案。

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［責(zé)任編輯:姜鵬飛］

Technology of Supporting Roadway Driven along Gob with Large-section in Deep Mine

FAN Ke-gong，MA Chi-shuai，WANG Ya-jun，ZHEN En-ze，MAN Jian-xin

(Mine Disaster Prevention and Control Laboratory，Shandong University of Science＆Technology，Qingdao 266590，China)

Abstract:In order to solve the problem of severe floor heave and two-side whole deformation in roadway driven along gob in thick coalseam in deep mine of Huxi Colliery，applying site survey and numerical simulation，it was believed that high geo-stress，bad lithology and unreasonable supporting structure and parameters were main reasons which resulted into roadway deformation and failure and the small coal-pillar was the key to keeping roadway stability.On the basis of surrounding rock structure characteristic，combined supporting projection of“high pre-stress yielding anchored bolt + reinforcement bird-nest anchored cable”was put forward.Site observation showed that this supporting projection could effectively control deformation of roadway driven along gob and solved the difficult problem of supporting.

Keywords:deep mine; large section; roadway along gob; combined yielding supporting

［作者簡(jiǎn)介］樊克恭(1964－)，男，陜西咸陽(yáng)人，工學(xué)博士，教授，主要從事礦山壓力與巖層控制、巷道支護(hù)等方面的教學(xué)與研究工作。

［基金項(xiàng)目］國(guó)家自然科學(xué)基金青年科學(xué)基金項(xiàng)目(51104093)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.013

［收稿日期］2014－08－28

［中圖分類號(hào)］TD353

［文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼］A

［文章編號(hào)］1006-6225 (2015) 02-0043-04