浅埋煤层大断面巷道支护技术应用研究_赵云飞.pdf

煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 0引言 煤矿开采过程中， 工作面两侧的回采巷道直接服 务于回采工作面， 井下巷硐面临复杂多变的工程地质 条件，并且回采巷道受到工作面剧烈的采动影响， 如 果采取的支护方法方案不当， 导致回采巷道围岩变形 量大、 支护体失效等问题， 将严重影响工作面的正常 生产， 且威胁着井下工作人员的生命安全； 而以往的 巷道支护方式和参数的确定， 多依靠工程类比粗略的 确定， 这样既不利于矿井的安全正常生产， 对于提高煤 炭开采的科学性和经济性也非常不利，因此本文以晋 北煤业 5 煤 5- 101 首采工作面的胶带运输顺槽的支 护为工程背景，对其支护方案和支护效果展开相关的 研究， 为类似地区、 其他备采巷道锚杆支护提供参考。 1工程概况 霍州煤电集团晋北煤业位于忻州西部， 隶属于鹅 城镇， 井田内总的地势为北部高南部低， 最高点位于 井田东北部山梁， 井田地面标高为 1340m～1510m， 目前正在进行井田范围内 5 煤层的采掘作业， 5 煤 层厚度为 2.35m，为近水平煤层，井下标高为 1335m～1377m， 5- 101 首采工作面基岩厚 23- 53m， 黄土层厚 67～76m， 盖山厚度为 80～150m， 5- 101 工作 面倾向长度 660m， 走向长度 180m， 地质储量 75 万 t， 采用倾向长壁一次性采全高的采煤方法， 采空区处理 采用全部垮落法。工作面正副两巷均岩煤层倾向布 置，切巷沿煤层走向布置。工作面选用 ZY11000/24. 5/50 型两柱支撑掩护式液压支架支护顶板， 支架中心 距为 1750mm， 端面距为 340mm， 两巷端头及超前采 用单体柱支护。 5 煤层直接顶板多为砂质泥岩、 泥岩 或粉砂岩， 一般厚在 2.20m， 老顶为中细砂岩， 厚约 5.00m； 底板岩性多为泥岩、 砂质泥岩或粉砂岩， 一般 厚 2.82m。 25- 101 运输顺槽支护方案初步设计 巷道支护理论的选取对于围岩的控制效果非常 浅埋煤层大断面巷道支护技术应用研究 赵 云 飞 （霍州煤电集团晋北煤业公司山浪煤矿 ， 山西 静乐035100 ） 摘要 晋北煤业 5 煤层面临回采巷道支护设计的问题， 通过实验室试验、 理论分析计算及数值模 拟等方法， 确定采用锚杆对 5- 101 运输顺槽进行支护， 并采用非弹性区理论和组合拱理论进行支护参 数设计， 通过数值模拟验证其可行性， 现场应用后进行围岩位移监测， 工作面回采期间， 5- 101 运输顺 槽顶板最大下沉量约为 16.5mm， 两帮移近量最大约为 15mm， 围岩稳定性良好， 满足工作面正常安全 回采的需求。 关键词 运输顺槽 ； 锚杆 ； 数值模拟 ； 理论计算； 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0004- 03 Application Research on Support Technology of Large Section Roadway in Shallow Buried Coal Seam ZHAO Yunfei （Huozhou Coal and Electric Group Jinbei Coal CompanyShanlangCoal Mine , Shanxi Jingle , 035100） AbstractThe 5 coal seam ofJinbei Coal Industry faces the problem ofsupport design of mining roadway. Through laboratory tests, theoreti- cal analysis calculations and numerical simulation s, it is determined that the bolts are used to support the 5- 111 transport chute, and the inelastic zone is adopted. Theoretical and combined arch theoryis used todesign the supportingparameters. The feasibilityofthe support- ing parameters is verified by numerical simulation. After the application, the surrounding rock displacement monitoring is carried out. During the working face mining, the maximum subsidence of the 5- 111 transporting groove roof is about 16.5mm. The maximum amount of assisted movement is about 15mm, and the stability of the surrounding rock is good, which meets the requirements of normal and safe mining of the workingface. Keywords Transport slot; anchor ; numerical simulation ; theoretical calculation 4 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 关键， 支护理论不能忽视围岩的岩性特征， 更需要充 分考虑围岩所属的类型[1]。 根据围岩稳定性分类指标， 5- 101 运 输 顺 槽 直 接 顶 厚 度 与 采 高 的 比 值 为 2.2/2.350.93，巷道围岩松动圈的范围为 80～150cm， 为中松动圈。5- 101 工作面平均埋深为 90m， 上覆岩 层自重产生的垂直应力为 2.25MPa， 根据室内物理力 学实验结果顶板岩层的粘聚力为 1.35MPa，整体来 说， 5- 101 运输顺槽埋深较浅， 围岩强度为中等， 为充 分保证巷道围岩的稳定性， 采用非弹性区理论和组合 拱理论进行支护参数设计[2]。5- 101 运输顺槽开挖不 采取支护措施的条件下围岩的最大非弹性区半径 R0 R0r0 PCcotφ1- sinφ Ccotφ [] 1- sinφ 2sinφ （1 ） 式中 P 为地应力为 2.25MPa； C 为 5- 101 围岩的 粘聚力， 1.35MPa； φ 为围岩的内摩擦角为 32.15； R0 为等效圆半径， 计算公式为 r0a2 h 2 （ ） 2 ■ （2 ） 式中 a 为 5- 101 运输顺槽宽度的一半为 2.8m； h 为 5- 101 运输顺槽高度的一半为 1.75m；代入式 （2 ） 切得等效圆半径我 3.3m， 代入式 （1 ） 得最大非弹性区 半径 R0为 3.4m。则巷帮围岩内非弹性区深度 a1R0- a1.25m，顶板岩层内非弹性区发育高度为 a2R0- h/21.65m。顶板冒落拱高度 b 1 f ahtan 45- φ 2 （）[] （3 ） 式中 f 为为 1.62， 根据式 （3 ） 可求得 5- 101 运输 顺槽顶板冒落拱高度为 1.81m， 顶板锚杆需要承受的 岩层的载荷为 G1K1γSD（4 ） 式中 K1为 5- 101 工作面采动对于其运输顺槽 的影响系数， 取 1.5； γ 顶板岩层容重为 26kN/m3； S 为 顶板冒落拱的横截面积为 1.81m2； D为锚杆间的排距， 查阅相关研究成果取 1， 则由式 （4 ） 求得 G1388.3kN， 通过实验室力学实验测得现有直径为 22m 锚杆承载 力约为 70kN， 因此顶板每排设计采用 6 根锚杆， 顶板 锚杆的锚固长度为 0.5m，则顶板锚杆的长度 1. 650.50.12.16m， 因 此 顶 板 锚 杆 采 用 Ф22 2200mm的螺纹钢锚杆，锚杆间距和排距均为 1.0m， 两帮锚杆长度 1.250.50.11.86m，处于安全考虑 两帮采用 Ф181800mm的锚杆， 回采帮采用玻璃钢 锚杆， 煤柱帮左旋螺纹钢锚杆， 间排距也为 1.0m。顶 板采用金属网维护，两帮采用塑料网护帮， 5- 101 运 输顺槽支护断面如图 1 所示。 图 15- 101 运输顺槽支护断面 3支护效果模拟分析 为验证晋北煤业 5- 101 运输顺槽支护方案的支 护效果和可行性， 结合该矿 5 煤层具体的地质条件， 采用 FLAC3D 模拟软件[3～4]建立数值模型， 模型尺寸 长宽高 390100110m， 5- 101 运输顺槽断面 为矩形， 支护后净宽 5.6m， 净高 3.5m， 整个模型的岩 体选用 Mohr- Coulomb 理想弹塑性模型。模型边界条 件 模型前后两侧边界面在 Y 方向上位移受到约束， 左右两个边界的位移在 X 方向保持固定，底面边界 为固定边界， 位移为 0， 上部边界为自由边界， 根据 5- 101 工作面平均埋深模型顶部施加垂直方向的均 布载荷为 2.25MPa。模型的详细情况如图 2 所示。模 拟过程 首先进行 5- 101 工作面回风顺槽和辅运顺槽 的开挖， 之后分别在无支护条件下和上述支护条件下 进行 5- 101 运输顺槽的开挖，对支护前后 5- 101 运 输顺槽围岩的位移场变化规律和围岩塑性区云图进 行分析研究。 图 2三维数值模型 无支护和锚杆支护条件下 5- 101 运输顺槽围岩 的位移云图和围岩塑性区分布云图如图 3、 4 所示。 根 据图 3 所示的结果可知，在无支护条件下， 5- 101 运 输顺槽顶板下沉量最大为 47.2mm，底板底鼓量最大 为 12.6mm， 回 采 帮 和 煤 柱 帮 水 平 位 移 最 大 为 21.55mm， 采用锚杆支护后， 5- 101 运输顺槽顶下沉量 最大为 17.47mm，为支护前的 37，底板底鼓量为 11.81mm， 两帮水平位移量最大为 11.75mm， 为无支 护条件下的 54，锚杆支护后顶板下沉量减小为无 5 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 支护条件下的三分之一， 两帮移近量减小为无支护条 件下的二分之一， 由此说明锚杆支护对 5- 101 运输顺 槽围岩位移的控制效果显著。 根据图 4 所示的结果可 以看出， 无支护条件下 5- 101 运输顺槽顶板塑性破坏 高度约为 1.8m， 两帮围岩塑性破坏深度约为 1.2m， 底 板岩层塑性破坏深度约为 0.6m，采用锚杆支护后， 5- 101 运输顺槽顶板塑性破坏高度减小为 1.5m， 两帮 塑性破坏深度减小为 0.9m，底板塑性破坏深度仍为 0.6m， 由此可知， 采用锚杆支护， 一定程度上减小了巷 道顶板和两帮岩体的破坏范围， 改善了围岩的受力状 态， 提高巷道围岩的整体性和承载能力。 整体来说， 锚 杆支护后 5- 101 运输顺槽围岩位移量很小， 模拟结果 显示锚杆支护对于 5- 101 运输顺槽围岩起到较好的 控制效果。 （a ）无支护垂直位移（b）支护后垂直位移 （a ）无支护水平位移（b）支护后水平位移 图 35- 101 运输顺槽围岩位移场 a支护前（b） 支护后 图 45- 101 运输顺槽围岩塑性区分布 4现场矿压监测 晋北煤业 5- 101 运输顺槽采用上述的锚杆支护 方案， 巷道掘进过程中， 围岩稳定性很好， 基本未产生 明显的位移， 为考察工作回采期间的支护效果， 在工 作面前方 150m 布置两个监测点， 如图 5 （a ） 所示， 将 现场监测的整理后的结果如图 5 （b ） 所示， 根据现场 监测结果可以看出， 5- 101 运输顺槽超前工作面 100m处围岩开始出现较为明显的位移，当工作面推 进至测点附近时， 顶板最大下沉量约为 16.5mm， 两帮 移近量最大约为 15mm， 总体来说， 工作面回采期间 5- 101 运输顺槽围岩出现轻微的位移， 不影响其正常 使用， 采取锚杆支护的支护效果良好。 （a ） 测站布置示意图 （b） 围岩位移曲线 图 55- 101 运输顺槽围岩位移观测 5结论 晋北煤业 5 煤层埋深较浅， 顶板岩层较完整、 较 坚硬，为更加合理的确定其支护方法和支护参数， 综 合运用理论分析、 现场监测及数值模拟等方法， 设计 5- 101 运输顺槽采用锚杆进行支护， 并采用非弹性区 理论和组合拱理论进行支护参数设计， 数值模拟分析 表明， 锚杆支护预计将取得良好的支护效果， 支护方 案可行，现场应用后进行围岩位移监测表明， 5- 101 运输顺槽掘进过程中围岩无明显位移， 工作面回采期 间， 顶板最大下沉量约为 16.5mm， 两帮移近量最大约 为 15mm， 锚杆支护有效的控制 5- 101 运输顺槽的围 岩位移， 取得了良好的应用效果和显著的经济效益。 参考文献 [1] 郭喜志.浅埋煤层小煤柱巷道围岩支护设计[J].煤炭与化 工,2018,41 （08） 32- 35. [2] 杨中宣.浅埋破碎厚顶巷道顶板钢带支护参数确定[J].煤 炭技术,2018,37 （09） 133- 136. [3] 张志勇,张新国.浅埋煤层软薄基岩巷道支护优化研究[J]. 矿业研究与开发,2018,38 （08） 67- 70. [4] 高玉良,连清旺,李驰.浅埋厚煤层巷道支护优化设计[J].煤 炭技术,2018,37 （07） 84- 86. 作者简介 赵云飞 （1989-） ， 男， 山西原平人， 2016 年 1 月毕业于太 原理工大学采矿工程专业， 助理工程师， 现从事煤矿生产技 术工作。 （收稿日期 2019- 7- 8） 6 ChaoXing