基于煤体损伤演化的煤柱承载规律与宽度确定研究_郭军.pdf

第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 基于煤体损伤演化的煤柱承载规律 与宽度确定研究 郭军 1， 张科学2,3,4， 王襄禹5， 亢 磊 2， 王晓玲2， 朱俊傲2 （1.山西潞安煤基合成油有限公司， 山西 长治 046000； 2.华北科技学院 智能化无人开采研究所， 北京 101601； 3.中国矿业大学 （北京） 深部岩土力学与地下工程国家重点实验室， 北京 100083； 4.煤炭科学研究总院， 北京 100013； 5.中国矿业大学 矿业工程学院， 江苏 徐州 221116） 摘要 为了解决工作面煤柱承载规律不清晰和合理宽度难确定的现场难题， 通过运用数值模 拟和现场工业性试验等方法， 对工作面巷道围岩变形规律、 煤柱承载特性演化规律、 煤柱内裂隙 扩展规律和支护控制进行研究。分析了煤柱在受两侧采动影响下内部裂隙的演化过程和分布特 征， 揭示了采动应力下原生裂隙的扩展到宏观破裂面产生的损伤破坏机制， 确定了煤柱两侧的 损伤范围； 在煤柱第 1 次损伤的基础上， 进一步研究了沿空掘巷后煤柱内部裂隙由两侧向中间 发育的破坏机理， 建立了剪切裂隙和张拉裂隙的分布特征与煤柱承载特性的关系； 研究了不同 宽度煤柱对应的巷道围岩稳定性，最终确定了 7106 工作面风巷的护巷煤柱合理宽度为 7.0 m； 提出了使用高强度螺纹钢锚杆与双筋双梁钢筋梯子梁支护， 并利用预应力锚索加强支护的工作 面煤柱稳定性支护控制技术。现场应用实践表明支护控制效果良好。 关键词 工作面； 煤体损伤； 煤柱稳定性； 支护控制； 数值模拟 中图分类号 TD353文献标志码 A文章编号 1003-496X （2020 ） 08-0048-10 Research on Determination of Coal Pillar Bearing Law and Width Based on Coal Damage Evolution GUO Jun1, ZHANG Kexue2,3,4, WANG Xiangyu5, KANG Lei2, WANG Xiaoling2, ZHU Jun’ ao2 （1.Shanxi Lu’ an Coal-based Synthetic Oil Co., Ltd., Changzhi 046000, China;2.Institute of Intelligent Unmanned Mining, North China University of Science and Technology, Beijing 101601, China;3.State Key Laboratory for Geomechanics and Deep Underground Engineering, China University of Mining and Technology（Beijing） , Beijing 100083, China;4.China Coal Research Institute, Beijing 100013, China;5.School of Mines, China University of Mining the coal pillar stability support control technology is proposed by using high-strength threaded steel bolts and double-ribbed double-beam reinforced ladder beam support, and using prestressed anchor cable to strengthen the support. Field application practice shows that the support control effect is good. Key words working face; coal body damage; coal pillar stability; support control; numerical simulation 目前， 煤炭行业面临的重大问题是如何安全、 高 效、最大限度的开采煤炭，因此对工作面的开采研 究就显得尤为重要[1-4]。国内外学者关于煤柱合理宽 度的研究和认识没有达成一致，主要存在 2 种不同 的看法。一部分学者通过研究煤柱的形状和尺寸， 认为设计 5 m 以下宽度的煤柱较为合理。例如司鑫 炎等[5]通过数值模拟， 得到了沿空煤柱和巷间煤柱 的围岩应力、变形及塑性区分布规律，发现了沿空 煤柱和巷间煤柱均为 4 m 时煤柱和巷道稳定且经 济。一部分学者则认为大尺寸煤柱承载能力强， 煤 柱稳定性不受二次采动影响，认为设计 20 m 以上 宽度的煤柱较为合理。张科学等[6]通过对深部煤层 群护巷煤柱宽度的研究， 建立了沿空掘巷数值模拟 模型，提出了沿空掘巷护巷煤柱宽度的理论计算和 数值计算， 得到了护巷煤柱的合理宽度。孔德中等[7] 通过对大采高工作面的理论计算、现场应力计算和 数值模拟，得到了大采高工作面不同煤柱宽度对应 的力学参数，提出了工作面煤柱宽度为 28 m 较为 合理。 柏建彪等[8-10]通过研究顶板围岩稳定性和支护 技术，发现了窄煤柱在沿空掘巷时的关键作用， 得 到了不同煤层力学性质条件下的煤柱宽度。张科学 等[11]通过对孤岛工作面回采时期巷道稳定性和支护 技术研究，提出了巷道围岩稳定性机理和新型锚杆 支护技术， 应用效果优于 U 型钢支护。 通过对国内外关于工作面围岩变形规律、 煤柱宽 度确定、 支护控制技术研究及应用的文献分析[12-16]， 可以看出国内外学者在该领域进行了卓有成效的工 作并极大的推进了该领域研究的应用和发展，但目 前工作面煤柱宽度确定仍存在如下问题亟需深入研 究解决国内外未发现将工作面巷道围岩变形规 律、煤体损伤演化的煤柱承载规律建立起关联关 系，并进行煤柱的合理宽度确定的相关研究（或处 于研究阶段未公开发表） ，其支护方案和支护控制 参数等问题亟需研究。为此，主要研究工作面煤体 损伤演化的煤柱承载规律与宽度确定。 1工程概况 试验矿井为山西潞安集团王庄煤矿，试验巷道 为该矿 7106 工作面风巷， 7106 工作面所采煤层为 3煤， 在本工作面范围内， 煤层厚度稳定， 夹矸总厚 0.40 m， 煤层厚 6.10 m。 煤层整体上为一由北向南方 向倾斜的单斜构造， 煤层倾角为 1～9。为了改善风 巷的维护条件， 决定进行 7106 工作面风巷煤柱宽度 确定及控制技术研究[17]。7106 工作面风巷布置如图 1。煤层顶底板岩性特征见表 1。 2煤柱宽度确定 2.1基于极限平衡理论的煤柱合理宽度范围 根据王庄煤矿 7106 工作面的实际生产条件， 窄 煤柱宽度计算图如图 2[18]。 49 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 表 2岩层力学参数 Table 2Rock ation mechanical parameters 岩层 体积模量 /GPa 剪切模量 /GPa 内摩擦角 / （ ） 黏聚力 /MPa 抗拉强度 /MPa 上覆岩层 基本顶 直接顶 煤层 直接底 基本底 8.96 8.64 2.87 4.19 2.99 4.34 6.99 6.56 2.06 3.17 2.06 3.24 32 35 33 28 33 32 2.8 1.5 1.3 1.2 1.3 1.5 2.3 2.4 2.4 1.5 2.4 2.2 图 3数值计算模型 Fig.3Numerical calculation model 图 4不同煤柱宽度巷道围岩位移云图 Fig.4Displacement cloud map of roadway with different coal pillar widths 窄煤柱合理宽度按式 （1） 计算 BX1X2X3（1） 式中 B 为煤柱宽度， m； X1为工作面采空侧煤 体塑性区宽度， m， 其值按式 （2 ） 计算； X3为锚杆有效 长度， 取 1.2 m； X2煤柱稳定系数， 用 （X1X3） （30～ 50） 。 X1 mA 2tanφ0 ln KρgH C0 tanφ0 C0 tanφ0 pz A ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ （2） 式中 m 为煤厚， 取 6.5 m； A 为侧压系数， Aμ/ （1-μ） ； μ 为泊松比， μ0.26； φ0为内摩擦角， 28； C0 为黏聚力， 1.2 MPa； K 为应力集中系数， 取 1.5； ρ 为 岩层平均密度， 2.5 t/m3； H 为巷道埋深， 410 m； pz为 煤帮支护阻力， 0.25 MPa。 可得 X13.83 m， X21.51～2.51 m，则 B6.53～ 7.54 m。综合考虑确定煤柱宽度为 7.0 m。 2.2不同煤柱宽度巷道围岩变形规律 2.2.1数值模型 采用 FLAC3D软件进行 7106 工作面风巷围岩内 部应力数值模拟[19]。数值计算模型如图 3， 首先建立 了长 （y） 为 300 m， 宽为 4 m， 高 （x）为 80 m 的单元 格， 然后确定上表面为应力边界， 建立宽为 5 m， 高 为 3.2 m 的断面。通过平衡计算进而得到邻近工作 面回采计算，最后输出并分析结果。岩层力学参数 见表 2。 2.2.2不同煤柱宽度巷道围岩变形规律 在模拟 7106 工作面风巷掘进后， 从 FLAC 计算 模型导出不同煤柱宽度方案，煤柱宽度 4、 6、 8、 12、 15、 30 m 时的巷道两帮水平位移云图如图 4。 1） 4 m 煤柱宽度时， 巷道处在应力降低区， 掘进 期间因采动影响而发生破坏，围岩承载能力减弱， 巷道两帮变形量较大， 最大值可达 573 mm。 2） 6～8 m 煤柱宽度时， 巷道亦处在应力降低区， 巷道围岩变形破坏区域相对较小，围岩承载能力相 对增强， 巷道两帮变形量在 320～330 mm， 处在相对 稳定可控范围内。 3） 12～15 m 煤柱宽度时， 巷道处在应力增高区， 巷道围岩变形破坏区域相对较大，围岩承载能力相 对较差， 巷道两帮变形量在 500～520 mm， 巷道稳定 性亦较差。 4） 30 m 煤柱宽度时， 巷道处在应力增高区向应 力降低区的过渡阶段，围岩承载能力逐渐增强， 但 巷道两帮变形量也达到了 370 mm。 因此， 煤柱宽度为 6～8 m 时， 巷道处于应力降 低区，围岩承载能力相对较强，有利于巷道围岩的 50 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 8掘进期间不同煤柱宽度煤柱内垂直应力曲线图 Fig.8Vertical stress curves of coal pillars with different coal pillar widths during excavation 图 6 UDEC 数值模拟模型示意图 Fig.6 Schematic diagram of UDEC numerical simulation model 图 7掘进期间不同煤柱宽度煤柱内垂直应力云图 Fig.7Vertical stress cloud image of coal pillars with different coal pillar widths during excavation 图 5UDEC 6.0 Trigon 模型 Fig.5UDEC 6.0 Trigon model 长期稳定。 2.3 掘进期间不同煤柱宽度裂隙扩展与承载规律 采用二维离散元数值计算软件 UDEC 6.0 模拟 巷道围岩裂隙演化以及计算围岩位移，利用 UDEC 6.0 Trigon 命令对 7106 工作面风巷实体煤帮进行三 角形网格节理划分[19]。 在 UDEC 6.0 中， Voronoi 网格 中的块体可以是弹性块体也可以是刚性块体，充分 考虑了岩体的不连续性，有效提高了计算效率， 模 拟试验结果更加符合实际情况。 UDEC 6.0 Trigon 模 型如图 5。 根据以上参数， 结合 7106 工作面特定的生产地 质条件建立模型。整个模型长 180 m， 宽 70 m， 模型 左右边界及底部固定， 断面为宽 5 m， 高 3.2 m。 模拟 不同条件下的方案，得到了巷道全动压过程煤柱内 裂隙扩展规律及承载特性演化规律，确定合理的煤 柱宽度， UDEC 数值模拟模型示意图如图 6。 数值模型计算过程为原岩应力平衡计算→ 7106 工作面风巷回采计算→计算结果输出与分 析→7106 工作面风巷掘进→计算结果输出与分析。 2.3.1掘进期间不同煤柱宽度煤柱内应力分布规律 掘进期间不同煤柱宽度煤柱内应力分布规律如 图 7 和图 8。 1 ） 不同煤柱宽度条件下， 巷道垂直应力存在一 定差异， 2 条巷道的垂直应力云图对称分布， 煤柱宽 度越大， 垂直应力也就越大。 2） 垂直应力峰值与煤柱宽度存在一定的线性关 系， 煤柱内垂直应力峰值增大， 煤柱宽度为 5 m 时， 峰值为 6 MPa 低于原岩应力，当煤柱宽度为 7 m 51 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 煤柱 宽度/m 采空区侧剪切 裂隙深度/m 采空区侧张拉 裂隙深度/m 巷道侧剪切 裂隙深度/m 巷道侧张拉 裂隙深度/m 51.720.681.500.32 71.580.821.400.47 101.611.191.360.46 表 3不同煤柱宽度煤柱内裂隙扩展深度 Table 3The depth of crack extension in coal pillars with different coal pillar widths 图 9掘进期间不同煤柱宽度煤柱内裂隙分布 Fig.9Crack distribution in coal pillars with different coal pillar widths during excavation 时， 峰值为 8 MPa 略小于原岩应力， 当煤柱宽度为 10 m 时， 峰值为 11 MPa 接近原岩应力。 2.3.2掘进期间不同宽度煤柱内裂隙扩展规律 不同煤柱宽度下， 7106 工作面风巷掘进期间煤 柱裂隙扩展规律如图 9。 在 UDEC Trigon 模型中， 绿色代表剪切裂隙， 红 色代表张拉裂隙。煤体内的裂隙扩展情况见表 3。 1 ） 当采用不同宽度煤柱时， 煤柱内裂隙扩展范 围不同，煤柱内的裂隙区分布呈现明显的对称性， 随着煤柱宽度的增加，煤柱内的裂隙扩展深度逐渐 减小；其中张拉裂隙主要分布在煤柱两侧的表面， 剪切裂隙主要分布在煤柱深部。 2） 若煤柱宽度为 5 m， 巷道两帮张拉裂隙和剪 切裂隙由巷道表面向深部逐渐延伸，其中张拉裂隙 主要分布在巷道的表面，煤柱中心出现大量剪切裂 隙， 裂隙几近贯通， 煤柱内出现破碎带， 煤体基本失 去承载能力； 若煤柱宽度为 7 m， 巷道两帮张拉裂隙 和剪切裂隙存在一定宽度的裂隙闭合区，即存在完 整的承载煤体区域，此时煤体处于塑性承载状态。 若煤柱宽度为 10 m， 巷道两帮的张拉裂隙与剪切应 力不再扩展，中部完整的承载煤体区域范围增大， 煤柱中部存在一定的弹性承载核。 2.4回采期间不同煤柱宽度裂隙扩展与承载规律 2.4.1回采期间不同宽度煤柱内应力分布规律 回采期间不同煤柱宽度下， 7106 工作面风巷垂 直应力云图如图 10。 随着 7106 工作面风巷开挖，垂直应力变化明 显， 煤柱宽度为 5 m， 煤柱中部垂直应力峰值大小为 8 MPa， 低于原岩应力， 煤柱宽度为 7 m， 煤柱中部垂 直应力峰值接近原岩应力，煤柱处于侧向支承压力 与原岩应力叠加的应力降低区， 并且具备一定的承载 能力； 煤柱宽度为 10 m， 煤柱中部垂直应力峰值为 26 MPa， 应力集中系数为 2.3， 煤柱处于应力增高区。 2.4.2回采期间不同宽度煤柱内裂隙扩展规律 不同煤柱宽度下， 7106 工作面风巷回采期间煤 柱裂隙扩展规律如图 11。 7106 工作面风巷回采之后， 不同煤柱宽度煤柱 内裂隙进一步扩展，煤柱的破坏方式两帮主要为拉 伸， 顶底板为剪切破坏。 随着煤柱宽度的增大，煤柱体的塑性破坏范围 变大， 煤柱体的主要破坏方式表现为剪切破坏， 剪切 破坏的程度随煤柱宽度的增大减弱，当煤柱宽度为 5 m 时， 煤柱体内的剪切破坏严重， 煤柱体内的剪切 和张拉裂隙相互贯通，煤体基本失去承载能力； 当 煤柱宽度 7 m 时， 煤柱内存在裂隙闭合区， 煤体处 于塑性承载状态； 当煤柱宽度 10 m 时， 煤柱内应力 较大， 并且存在裂隙。 开挖 7106 工作面风巷回采巷道时， 7 m 煤柱在 第 1 次损伤的基础上， 煤柱裂隙进一步扩张， 沿空掘 巷后煤柱内裂隙由两侧向中间发育。 52 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 10回采期间不同煤柱宽度下煤柱内垂直应力云图 Fig.10Vertical stress cloud image of coal pillars under different coal pillar widths during mining 图 11回采期间不同煤柱宽度煤柱内裂隙扩展规律 Fig.11Crack propagation law in coal pillars of different section coal pillar widths during mining 综合考虑到巷道压力分布规律、巷道应力分布 规律、煤柱内裂隙扩展规律的角度，考虑施工现场 的实际情况， 最终确定了 7106 工作面风巷的护巷煤 柱宽度为 7.0 m。因此， 非常有必要进行基于煤体损 伤演化的煤柱承载规律研究，进而确定合理煤柱宽 度， 同时进一步做好煤柱支护控制技术研究。 2.5煤柱的合理宽度确定 根据煤柱宽度的设计原则、理论计算和数值分 析[20-23]， 综合考虑工作面不同煤柱宽度巷道围岩变 形规律和不同煤柱宽度裂隙扩展与承载规律，并结 合巷道支护难度与资源回收利用， 最终确定了 7106 工作面风巷的护巷煤柱的合理宽度为 7.0 m。 3煤柱巷道支护控制 3.1 支护控制方案 为了研究 7106 工作面风巷煤体邻近工作面采 空区的侧向支承应力对 7106 工作面风巷的影响规 律，研究 7106 工作面风巷在掘巷段巷道在不同支 护参数下的围岩变形情况，确定合理的支护方案。 数值模拟如下 先开挖邻近工作面并计算平衡， 再 开挖 7106 工作面风巷， 并进行锚杆 （索）支护计算 至平衡，再开挖本区段 7106 工作面风巷并计算至 平衡。 根据锚杆密度分析结果，结合地质条件以及王 庄煤矿现有的支护材料参数， 针对 7106 工作面风巷 掘巷期间和 7106 工作面风巷回采期间的具体条件， 提出了 5 种 7106 工作面风巷支护参数的方案， 具体 比较方案详见表 4，其中顶锚索规格为 φ18.9 mm L8 300 mm 的 19 股钢绞线锚索，两帮选用规格为 φ18.9 mm、 L4 300 mm 的 19 股钢绞线锚索。 53 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 表 6回采阶段不同支护方案下巷道围岩变形量 Table 6Deation of roadway surrounding rock under different support schemes during mining 方案 底鼓量 /mm 顶板下沉量 /mm 顶底板移 近量/mm 两帮移近量 /mm 1 2 3 4 5 347 323 301 234 211 441 338 283 260 240 788 661 586 494 451 230 180 125 100 98 表 4不同支护控制方案参数比较表 Table 4Comparison table of different support control scheme parameters 方案 顶锚杆间 排距/ （mmmm ） 窄煤柱 帮锚杆间 排距/ （mmmm ） 实煤体 帮锚杆间 排距/ （mmmm ） 顶锚索间排距/ （mmmm ） 帮锚索排 距/mm 1 2 3 4 5 1 000900 （6 根 ） 900800 （6 根 ） 800800 （7 根 ） 800700 （7 根 ） 700600 （8 根 ） 7001 200 （5 根 ） 7001 000 （5 根 ） 700800 （5 根 ） 600800 （6 根 ） 600800 （6 根 ） 9001 200 9001 000 900800 800800 800800 2 5003 600 2 5003 000 2 000800 1 8001 600 1 8001 600 3 200 2 400 1 600 1 600 1 600 表 5掘巷阶段不同支护方案下巷道围岩变形量 Table 5Deation of roadway surrounding rock under different support schemes during excavation 方案顶底板移近量/mm两帮移近量/mm 1 2 3 4 5 330 300 228 206 203 540 490 325 300 295 图 12掘进期间不同支护方案巷道位移变化曲线 Fig. 12Roadway displacement curves of different support schemes during excavation 3.1.1掘巷阶段数值模拟结果及分析 通过对不同的锚杆支护参数方案进行比较， 确 定合理的锚杆支护参数。 通过数值模拟得到 7106 工 作面掘巷期间不同支护参数下巷道围岩垂直位移量 和水平位移量详见表 5，巷道围岩垂直位移和水平 位移变化如图 12。 根据数值模拟结果， 由图 12 可知 在 7106 工作 面风巷掘巷阶段，各种方案的巷道位移变化不大。 支护参数由方案 1 改变到方案 3 时，巷道顶板及两 帮锚索、 锚杆间排距逐渐减小， 支护强度逐渐增加， 顶底板移近量减小 102 mm 左右，两帮移近量减小 115 mm 左右， 变化较为明显； 巷道支护方案由方案 3 改变为方案 5 时， 移近量变化不大， 方案 4 与方案 5 相比基本无变化。以围岩承载能力与经济效益出 发， 以及选用方案 3 变形量较小， 确定在 7106 工作 面风巷掘巷阶段方案 3 的支护强度可以满足要求。 3.1.2回采阶段数值模拟结果 在 7106 工作面风巷超前工作面前方 100 m 处 设置位移监测测点， 用于记录 7106 工作面风巷在工 作面超前支承应力作用下的巷道围岩变形情况。不 同方案下， 开挖 7106 工作面风巷， 随着工作面风巷 向前推进， 巷道围岩变形量持续增加， 待工作面推进 至与位移监测测点平齐时， 记录 7106 工作面巷道围 岩累计变形量， 作为回采阶段支护参数的依据。 通过对 7106 工作面风巷回采阶段， 7106 工作 面风巷在不同的锚杆支护参数方案条件下的巷道变 形量进行比较， 研究分析工作面回采对 7106 工作面 风巷不同支护参数下巷道垂直、水平位移变形的影 响，确定合理的锚杆支护方案。回采阶段不同方案 下， 巷道围岩垂直位移和水平位移见表 6。 回采阶段 巷道围岩垂直位移和水平位移变化如图 13。 由图 13 分析可知， 各种方案下巷道围岩变形量 有较大差别，变化范围较大。支护参数由方案 1 改 变到方案 3， 支护参数逐渐增大， 巷道底鼓量和顶板 下沉量减少，巷道顶底板移近量大幅度降低，同时 巷道两帮移近量减少。支护参数方案 3 与方案 5 相 比较， 变化不明显， 综合考虑最终确定回采阶段的锚 杆支护方案为方案 3。 3.2支护控制参数 3.2.17106 工作面风巷顶板支护参数 7106 工作面风巷支护断面图与顶板支护俯视 图如图 14。 54 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 157106 工作面风巷两帮支护图 Fig.15Two-side support diagram of wind lane in 7106 working face 图 13回采期间不同支护方案巷道位移变化曲线 Fig.13Roadway displacement curves of different support schemes during mining 图 147106 工作面风巷支护断面图与顶板支护俯视图 Fig.14Cross section of wind tunnel support at 7106 face and top view of roof support 顶板每排采用 6 根 φ22 mmL2 400 mmHRB- 335 锚杆， 锚杆间排距为 800 mm800 mm。 顶角锚杆 倾角 15，锚杆的树脂药卷为（CK＋Z） 2360Z2360 型， 锚固长度为 1 500 mm， 锚杆托盘为 150 mm150 mm10 mm， 双筋双梁钢筋梯子梁为 φ14 mm4 200 mm80 mm， 锚杆配套使用半球形垫圈、 尼龙或树脂 减摩垫圈、 金属垫圈。 锚索加强支护为每隔 0.8 m 布置 2 根 φ18.9 mmL8 300 mm 的预应力锚索，锚索距两帮的距离 1 250 mm， 2 根锚索之间的间距为 2 000 mm，锚索 的树脂药卷为 （CK＋Z） 2360Z2360Z2360 型， 锚固 长度为 2 200 mm， 锚索托盘为 300 mm300 mm16 mm， 其中拱高不低于 60 mm； 双筋双梁钢筋梯子梁 为 φ14 mm2 200 mm80 mm， 且横向连接， 配套锁 具、 调心球垫。 3.2.27106 工作面风巷两帮支护参数 7106 工作面风巷两帮支护图如图 15。 窄煤柱帮 5 根 φ22L2 000 mmHRB-335 锚杆， 锚杆间排距为 700 mm800 mm；实体煤帮 4 根 φ22L2 000 mmHRB-335 锚杆，锚杆间排距为 900 mm800 mm； 顶角锚杆倾角 15， 锚杆的树脂药卷为 55 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 17锚杆锚索受力情况 Fig. 17Stress situation of anchor rod and cable 图 16巷道表面变形情况 Fig.16Deation of roadway surface Z2335Z2360 型， 锚固长度为 1 200 mm； 锚杆托盘 为 150 mm150 mm10 mm；双筋双梁钢筋梯子梁 为 φ14 mm3 000 mm80 mm，锚杆配套使用半球 形垫圈、 尼龙或树脂减摩垫圈、 金属垫圈。 两帮锚索加强支护为在 2 排锚杆中间打 2 根 φ18.9 mmL4 300 mm 的预应力锚索；树脂药卷型 号为 （CK＋Z） 2360Z2360Z2360， 锚固长度为 2 200 mm，上部锚索距顶板 1 000 mm，锚索间距 1 200 mm， 排距 1 600 mm， 用 φ14 mm3 400 mm80 mm 圆钢焊制双筋双梁钢筋梯子梁沿巷道纵向连接。每 根锚索配套使用 1 块规格为 300 mm300 mm16 mm， 拱高不得低于 60 mm 托板 1 块， 配套锁具、 调 心球垫。 4 现场工业性试验 通过 7106 工作面风巷巷道掘进期间的矿压数 据分析， 得到巷道表面位移变形情况 （图 16 ） 。巷道 锚杆锚索受力情况如图 17。 1） 7106 工作面风巷巷道在掘进期间， 随着监测 时间的增加， 顶板移近量最大值为 150 mm 左右， 底 鼓量约为 145 mm 左右，两帮移近量为 325 mm 左 右， 巷道现场的整体变形量在可控范围内， 巷道逐渐 稳定。 2） 随着工作面的推进， 巷道现场的锚杆锚索受 力增加并最终稳定， 其中煤柱帮由于变形较大， 其帮 锚杆的受力明显高于实体煤帮的锚杆受力。 5结论 1） 分析了煤柱在受两侧采动影响下， 内部裂隙 的演化过程和分布特征，揭示了采动应力下原生裂 隙的扩展到宏观破裂面产生的损伤破坏机制，确定 了煤柱两侧的损伤范围。 2） 在煤柱第 1 次损伤的基础上， 进一步研究了 沿空掘巷后煤柱内部裂隙由两侧向中间发育的破坏 机理，建立了剪切裂隙和张拉裂隙的分布特征与煤 柱承载特性的关系。研究了不同宽度煤柱对应的巷 道围岩稳定性， 最终确定了 7106 工作面风巷的护巷 煤柱合理宽度为 7.0 m。 3） 提出了使用高强度螺纹钢锚杆与双筋双梁钢 筋梯子梁支护，并利用预应力锚索加强支护的工作 面煤柱稳定性控制技术，现场应用实践表明支护控 制效果良好。 参考文献 ［1］ 姜福兴， 成功， 冯宇， 等.两侧不规则采空区孤岛工作 面煤体整体冲击失稳研究 ［J］ .岩石力学与工程学报， 2015， 34 （S2） 4164-4170. ［2］ 王宏伟， 姜耀东， 赵毅鑫， 等.长壁孤岛工作面冲击失 稳能量释放激增机制研究 ［J］ .岩石力学与工程学报， 2013， 32 （11） 2250-2257. ［3］ 张绪言.大采高回采巷道围岩控制技术研究 ［D］ .太 原 太原理工大学， 2010. ［4］ 郑西贵， 姚志刚， 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