采空区下近距离动压巷道围岩变形规律及支护研究_孙鹏.pdf

煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 1工程概况 某矿为高瓦斯矿井， 目前开采的为 1011 煤层 为简单结构煤层。煤层倾角 0～15， 平均 5， 煤层 厚度为 6.55～8.06m， 平均厚度约为 7.52m， 一般含夹 矸两层,煤层中下部夹矸厚度为 0.1m,下部夹矸厚度 0.05m，煤岩类型为半亮型～光亮型，可采长度 1007m， 倾斜长度 160m。目前该矿正在进行第六采区 的回采工作，首采工作面 6118 综放工作面目前处于 回采阶段， 采区上部为大约 9 年前就已经回采完毕的 9 煤层， 工作面与上层采空区距离约为 4～5.6m， 两层 煤之间有 0.8m 左右的泥岩夹矸， 顶板为 K2 石灰岩， 性硬， 厚层状， 方解石脉充填裂隙， 泥质含量较大， 底 板为遇水膨胀的铝质泥岩。 工作面地表位于毕沟村以 西南一带， 地形沟谷纵横， 盖山厚度 227～424m。地面 标高 1065～1255m， 工作面标高 798～826m， 。6118 工 作面位于井下五采区南部，东部为扩区准备大巷； 南 部、 北部为实体煤田， 西部与矿界相距 20m。 由于 9 煤层采动的影响，第六采区巷道及工作 面顶板条件较差， 近距离没有较为坚硬、 完整性较好 的岩层， 6118 综放工作面为第六采区的首采工作面， 工作面的顶底板围岩在上层煤炭的开采影响下稳定 性大大降低， 顶底板围岩结构及应力分布于一般的工 作面存在很大的差异， 回采巷道锚杆支护的比例达到 了 95，在巷道支护时局部出现锚索甚至出现了打 穿的现象， 在工作面回采的过程中， 存在巷道变形严 重， 维护次数较多， 支护成本增大等问题， 急需提出更 为完善、 更为具体、 更为合理的巷道支护方案解决此 类问题[1～2]。 2巷道原有支护方案分析 （a ） 支护断面图（b） 顶板支护仰视图 图 1原有支护方案图 该矿运输巷和轨道巷采用典型的锚网索联合支 护， 如图 1 所示， 详细的参数如下 1 ）巷道顶板支护锚杆采用 Ф222200mm 螺 纹钢， 间排距分别为 780mm、 800mm， 靠近巷帮的两 排锚杆向巷道外侧倾斜， 与竖直方向上夹角为 15， 采空区下近距离动压巷道围岩变形规律及支护研究 孙鹏 （山西煤炭进出口集团公司霍尔辛赫煤业有限公司 ， 山西 太原 046600 ） 摘要 某矿的工作面上方为采空区， 近距离范围内没有稳定坚固的老顶， 在工作面采动压力影响下 巷道变形严重， 通过现场矿压观测、 理论计算发现引起这种状况的原因为帮部支护强度不足以及锚索 布置不合理， 依据 “强帮强角” 的支护理念对支护体系进行优化设计， 通过数值模拟证明优化后的支护 方案将大大提高巷道围岩的稳定性。 关键词 特厚煤层 数值模拟 巷道支护 矿压观测 中图分类号 TD 353文献标识码 A 文章编号 1009-0797 （2019 ） 06-0177-04 Study on characteristics and support of surrounding rock of close dynamic pressure roadway under goaf SUN Peng （Shanxi Coal Import Export Group Co., Ltd. Holsinghe Coal Industry Co., Ltd. , Shanxi 046600， China AbstractAbove the working face of a mine goaf, close range no stable solid main roof and mining pressure in working face under the in- fluence of the roadway deation is serious, through the mineral pressure observation, theoretical calculation found the causes of this situation to help the support strength and anchor cable layout is unreasonable, based on the supporting concept of “strong help strong cor- ner“ optimize the supporting system design, through the numerical simulation prove that will greatly improve the stability of surrounding rock of roadway. Keywords extra-thick coal seam ； numerical simulation ； roadway support ； mine pressure observation 177 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 巷道顶板中部两排锚杆沿垂直方向钻进， 锚固方式为 两端锚固，孔底和孔口位置分别用一支 CK2355、 K2355 锚固剂。锚杆之间通过 W钢带联结为一个整 体， 钢带尺寸为 42002103mm， 锚索采用 “三花” 布置方式单独布置， 直径为 21.6mm， 长度为 4.2m， 间 距为 0.8m， 每排之间间隔为 2.34m。 2 ） 巷道两帮支护锚杆采用直径 16mm，长度 1800mm 的圆钢锚杆， 三根为一排， 最上方的锚杆距 离巷道顶板 0.5m， 锚杆间排距分别为 900、 800mm。 锚 固剂使用方式与顶板锚杆相同， 锚杆之间同样通过型 号的 W型钢带联结。 为了研究巷道受采动压力影响的情况， 了解巷道 在工作面回采过程中的矿压显现规律， 对现在的支护 体系进行效果分析， 掌握现有方法的优缺点， 在现场 对 6118 综放工作面的材料巷在工作面回采期间进行 矿压观测， 6118 工作面地质条件的详细情况见图 2。 图 26118 综放工作面地质条件示意图 图 3巷道围岩变形情况 在超前回采工作面 120m 处材料巷内布置围岩 位移观测站， 将得到的数据汇制成与工作面距离相关 的变化曲线， 如图 3 所示， 由图可知， 在工作面与巷道 距离较远时， 巷道围岩变形量较小， 围岩较稳定， 当工 作面与测站的距离小于 80m 时，巷道顶板下沉量及 两帮的移进量逐渐增大， 并且顶板的下沉量略大于两 帮的移进量， 随着工作面的回采， 该阶段巷道顶板下 沉量略大于两帮移进量， 变化趋势基本相同； 在进入 距离回采工作面 20m 范围内后，两帮的移进量迅速 增加， 说明在工作面回采的整个过程中， 虽然前期顶 板的变形量较大， 但是当进入到工作面回采影响剧烈 区后， 两帮的变形增长速度更大， 采动对于两帮收敛 的影响更加明显。由于工作面回采过程中， 材料巷围 岩变形量过大， 影响正常的生产作业， 需要考虑调整 支护体系的参数、 结构， 以寻求更好的巷道围岩控制 效果， 对于材料巷这种围岩变形破坏特征， 应首先考 虑加强帮部支护， 。 3支护设计理论分析 该矿的回采工作面位于采空区下方， 与上层采空 区间距为 4～5.6m之间， 属于极近距离煤层， 虽然煤层 老顶为坚硬的 K2 灰岩，但是由于 9 煤层的采动影 响， 基本丧失了完整性和稳定性， 导致在上覆岩层一 定范围内没有坚硬完整的老顶， 因此在进行支护参数 的设计时， 不能选用传统的组合梁和悬吊理论， 应当 采用加固拱理论[3～4]。 1 ）锚杆支护参数设计。锚杆长度 LN1.1B/10（1 ） 式中 N为巷道周围岩体稳定系数， 1.0～1.3， 根据 现场地质情况取 1.2； B为巷道宽度， 4.5m； 将 6118 工作面准备巷道参数带入上式可知， 锚 杆长度应当大于 1.86m。锚杆间排距应当小于其长度 的一半， 即小于 0.93m。 锚杆直径 d 1 100 L（2 ） 锚杆长度 L 应大于 1.86m， 所以由式 （2 ） 可得锚 杆直径应不小于 16.9mm。 原有支护方案， 锚杆采用直 径 16mm， 长度 1800mm 的圆钢锚杆， 其长度及直径 均小于理论要求。 2 ）锚索参数。锚索的锚固长度 La≥k d1fs 4fc （3 ） 式中 k 为安全系数，取 2； d1为直径， 21.6mm； fs 为单轴抗拉强度， 1860MPa； fc为粘结强度，参考采用 树脂锚固剂约为 10.0MPa。 计算结果为 2008.8mm。锚索总长度 LLaLbLcLd（4 ） 其中L为锚索总长度，单位 m； La为锚固长度， 经过计算为 2009mm； Lb为不稳定岩层厚度， 取 4.28m； Lc为锚具总厚度，取 0.1m； Ld外露长度， 取 0.2m； 将以上数据带入计算结果为 6128.8mm。通过相 关的理论计算得知锚索的长度应当大于 6128.8mm， 178 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 6 期总第 153 期 间排距小于 2756mm，但是由于顶板为 9 煤层采空 区， 近距离内没有稳定性较好的老顶， 导致长锚索没 有办法实施， 根据相关的工程经验， 锚索仍然采用原 本的型号。 经过以上的理论分析及矿压观测结果发现该矿 原有的支护方案存在的问题主要表现为 巷道两帮的 支护强度不足，锚杆的型号不满足加固拱理论的要 求， 工作面上方为 9 煤层采空区， 一定距离内没有稳 定的老顶， 采用的锚索起不到悬吊的作用， 单独打设 支护的效果不明显， 并且布置方式 “三花” 布置存在一 定的浪费。 因此依据着 “强帮强角” 的支护理念进行优 化， 选择更为合理的帮部锚杆型号， 优化巷道角部锚 杆的布置， 并且改进顶板锚索的布置方式。 4支护方案优化设计 1 ） 巷道两帮支护的加强。根据理论计算结果可 知， 原有支护方案中帮部支护的锚杆长度和直径均不 满足要求， 因此将原有的 Ф161800mm圆钢锚杆改 为 Ф202200mm螺纹钢锚杆， 为了提高巷道顶角的 稳定性， 将距顶板最近的帮锚杆向上倾斜 15。 并且 在帮部增设锚索，锚索规格与顶板相同为 Ф21.6 4200mm， 考虑到现场施工的因素， 将锚索布置在原来 中间锚杆的位置， 取代原来的锚杆， 没四排锚杆替换 一次， 将原有的钢带托板替换为 21002753mm的 W型钢带。 2 ） 顶板支护的调整。巷道上方近距离岩层没有 稳定性、 完整性较好的老顶， 因此长锚索根本起不到 悬吊作用，原本单独布置的锚索支护的意义不大， 因 此将短锚索的布置方式改为 “二二” 布置， 利用锚索替 换两侧距离巷帮的第二根锚杆，通过 W型钢带将锚 杆锚索联结为一个整体， 锚杆采用 Ф202200mm螺 纹钢加强锚杆。 3 ） 间排距的调整。 为了更合理的利用支护材料， 节约生产成本， 在满足加固拱理论的基础上结合相关 的工程实践经验， 决定将巷道顶板及两帮的锚杆排距 由 0.8m 增加到 0.9m，顶板锚索排距由 1.6m 增加到 1.8m， 巷帮锚索排距也由 3.2m 增加到 3.6m， 锚杆间 距未进行调整， 优化后的支护体系如图 4 所示。 对原支护和优化后的支护体系材料用进行计算 可知， 优化后的方案锚杆消耗量为 63.8kg/ 延米， 锚索 消耗量为 7m/ 延米， 与原支护方案相比锚杆用量降低 了 0.76kg/ 延米，锚索消耗量减少了 0.87m/ 延米， 可 知通过优化支护方案，可以减少一定的生产成本， 具 有较好的经济效益。 （a ）巷道支护断面 （a ）顶板支护（c ）巷帮支护 图 4优化后支护方案示意图 5效果分析 为了考察改进后支护体系的支护效果，应用 FLAC3d 数值模拟软件分别模拟不同支护条件下， 工 作面回采时巷道围岩的变形破坏， 从模拟结果中调出 原支护方案和改进后支护方案的塑性区分布图， 如图 5 所示， 工作面回采结束后的巷道塑性区分布， 断面 位于距离工作面 15m处， 即从巷道口向内 5m处。 （a ）原支护方案（b）优化支护方案 图 5巷道塑性区对比图 由图 5 可以看出， 在增强帮部支护强度后， 优化 方案帮部塑性区的分布范围明显减小， 说明两帮的围 岩稳定性得到明显的增强， 通过两种情况下顶底板塑 性区的发育情况， 可以看出巷道顶底板围岩稳定性也 有较大程度的提升。（下转第 182 页 ） 179 ChaoXing （上接第 179 页 ） 6结论 通过矿压观测、 理论计算得知， 6118 工作面回采 过程中由于动压的影响巷道变形量过大主要原因为 帮部支护锚杆强度不足， 顶板锚索布置不合理， 依据 “强帮强角” 的支护理念， 对原有支护系统进行优化设 计， 通过数值模拟证明巷道围岩的稳定性得到很大提 高， 提出了解决巷道围岩变形量过大的可靠方法。 参考文献 [1] 康蝉龙,剧锦茂.采空区下近距离煤层巷道支护设计[J].机 械管理开发,2018,33 （09） 13- 1485. 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