同忻矿8105回风巷支护技术研究_贺泽.pdf

煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 1工程背景 8 煤层北一盘区 8105 工作面 2105 回风巷巷位 于同忻井田的东部，西部为 8 煤层北一盘区三条系 统巷， 其余相邻四周均为未开采的实煤区， 8 层北一 盘区 8105 工作面与 3- 5 层北一盘区 8105 及 8104 工作面投影间距为 20- 36m， 对掘进巷道影响不大。 8 煤层北一盘区 2105 巷其西部为 8 煤层北一盘区三 条系统巷， 其余相邻四周均为未开采的实煤区， 对掘 进无影响。8 煤层平均厚度为 5.25m， 直接顶板岩性 为粗细砂岩， 老顶为细砂岩及砂质泥岩互层， 直接底 为高岭质泥岩， 2105 回风巷断面尺寸为 （宽高） 5.63.85m， 沿煤层顶板掘进， 属于大断面半煤岩巷。 2理论分析 2.1 大断面半煤岩巷道围岩控制机理 针对大断面半煤岩巷道[1-2]， 使用顶板锚杆 - 锚 索强力帮锚杆协同支护措施。 巷道上覆岩层在锚杆锚 索预应力联合作用下， 在低位锚杆和高位锚索两端形 成压应力区， 在现有的支护密度下， 锚杆锚索两端所 产生的压应力在中间的岩层进行交互重叠， 使中间岩 层形成一个密实的整体结构， 这个整体结构的均匀性 以及完整性与支护参数息息相关， 形成的整体结构以 整体的载荷作用在巷道两帮的岩体上， 这样一来大大 增强了上覆顶板的破断能力以及承载能力， 使其变形 程度降到最低。两帮也是同样的道理， 在帮部强力锚 杆的作用下， 两帮围岩形成了密实整体， 提高了对上 覆岩层的承载能力以及控制自身的变形能力。 如图 1 为大断面半煤岩巷道支护承载理论分析图。 图 1半煤岩巷支护承载分析图 由图可以看出， 中间岩层形成的组合压缩处于三 向受力状态，使岩体的强度及完整性得到了提高， 围 岩的支承及控制变形能力得到改善。 在组合拱压缩带， 沿巷道轴向单位长度上组合拱 同忻矿 8105 回风巷支护技术研究 贺泽 （同煤集团同家梁矿 ， 山西 大同 037025 ） 摘要 针对同忻矿 8105 大断面回风巷支护技术难题， 本文采用了理论分析对大断面半煤岩巷围岩 控制机理以及锚杆 - 锚索协同支护机理进行了分析， 并提出支护方案； 通过数值模拟研究了支护方案 在巷道掘进时期以及工作面回采期间对围岩稳定性的控制效果，并最终通过现场实测对支护方案进 行了验证， 结果表明提出的支护方案能够对 8105 大断面回风巷围岩稳定性进行有效控制， 能够满足 工作面安全高效的回采要求。 关键词 大断面巷道 ； 锚杆 - 锚索协同支护 ； 围岩稳定性 中图分类号 TD355文献标识码 A 文章编号 1009-0797 （2020 ） 06-0055-04 Research on Support Technology of 8105 Return Air Lane in Tongxin Mine HE Ze （Tongjialiang coal mine with coal group ， Datong 037025 ， China ） Abstract In view of the support technology problem of the return air roadway of 8105 large section in tongxin mine, this paper analyzes the control mechanism of the surrounding rock and the mechanism of bolt-anchor joint support by theoretical analysis, and puts forward the support scheme.Supporting schemes is studied through numerical simulation in the roadway construction period and during the mining face control effect on the stability of surrounding rock, and ultimately to support scheme is verified by field testing, the results show that the support scheme is put forward to 8105 large cross-section return air roadway stability under effective control, can satisfy the require- ment of the working face safe and efficient mining. Key words large section roadway ; Bolt-anchor joint support ; Surrounding rock stability 55 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 承载合力可以表示为[5] NKr Ps b0 1sinφθ 1- sinφθ Ltanα- D tanα Ps（1 ） 式中 α 为破裂岩体中的控制角， 且锚杆等间距 布置时； L为锚杆长度； D 为锚杆间距， b0为组合拱厚 度； L为锚杆长度； Ps为锚杆约束力； φθ为破裂岩石内 摩擦角。 由图 1 可知，组合拱在外力 qc和锚杆约束力的 作用下， 根据平衡条件所产生的环向轴力 N0有 2N0- π 0 乙qcsinαds0 （2 ） dsR0 Lb0 2 dα（3 ） 式中 R0为组合拱压缩带内径； ds为组合拱外弧 形单元； dα为组合拱沿巷道中心的角度微分单元。 由式 （2 ） 和式 （3 ） 可以得到 N0 q c（R0 Lb0 2 ）（4 ） 组合拱在覆岩载荷的作用下， 要使组合拱保持稳 定， 则其承载合力 N 与环向轴力 N0应满足 N≥N0， 因 此将式 （2 ） ～ （4 ） 代入式 （1 ） 得锚杆组合拱的所受外力 载荷为 qc≤ 2KrLtanα- D 2R0tanα2Ltanα- D Ps（5 ） 由公式 （5 ） 可以看出， 在形成组合压缩拱后， 只需 提供较小的预紧力就能够获得较大的结构支承力， 其 中影响整体结构能力的因素有锚杆 - 锚索长度、 间排 距、 预紧力、 以及在破碎岩体中锚杆 - 锚索的控制角 及约束力等。 2.2锚杆 - 锚索协同控制机理 锚杆锚索协同支护主要从以下三方面进行进行 体现[3-4] ①低位锚杆主要对直接顶进行锚固控制， 形 成一定的承载梁结构体， 控制顶板裂隙岩层及软弱夹 层的变形以及增强其承载能力； ②高位锚索控制上覆 较远处岩层的稳定性， 同时将梁形结构直接顶与远处 稳定岩层进行挤压形成稳定性更高的拱梁耦合结构， 增大了各岩层间软弱面的摩擦力， 使其在各个方向上 都具有较高的稳定性，增强巷道围岩整体的自稳能 力， 从而能够较好的控制巷道围岩变形； ③帮部锚杆 与顶板锚杆作用机制相同， 帮部煤体在锚杆锚固作用 下， 形成自稳结构较强的墙形结构体， 承载上覆载荷， 并将应力向煤帮及底板深处转移， 使其形成范围更广 稳定性更强的结构组合体。 如图 2 所示为锚杆锚索支护应力分布图， 可以看 出， 直接顶在一定锚杆支护密度下， 形成压应力重叠 区， 整体形成梁形承载结构。远处锚索在上覆岩层深 处进行锚固， 先一定支护密度下， 形成组合拱， 在锚杆 锚索联合支护下， 就形成了稳定性更强的拱 - 梁结构 体， 扩大了整体承载结构及稳定区范围。 图 2锚杆 - 锚索支护应力分布图 3锚杆 - 锚索协同控制技术 3.1支护参数 根据上述理论分析，针对大断面半煤岩巷提出 “锚杆 锚索 网” 联合支护方式， 支护参数为 顶帮 锚 杆 规 格 为 φ20 2500mm， 间 排 距 为 900 1000mm； 锚 索 规 格 为 φ17.8 6300mm， 1800 2000mm， 布 置 方 式 为 3- 2- 3 布 置 ； 钢 筋 网 为 3000mm1200mm。如图 3 为支护设计断面图。 图 3支护设计断面图 3.2数值模型建立 利用 FLAC3D 模拟巷道掘进期及工作面回采期 围岩稳定性情况。模型大小为长宽高 400m 56 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 6 期总第 159 期 200m110m，划分单元数为 358360 个，节点数为 374819 个。煤层模拟厚度为 5.25m， 其他岩层根据实 际情况进行建模并赋值， 煤层埋深按照最大埋深考虑 为 550m。 上覆岩层载荷按照岩层自重进行施加， 水平 构造应力按自重载荷的 1.1 倍进行施加， 模型底部边 界固定， 计算至初始平衡。 3.2.1掘进时期巷道稳定性 如图 4 为巷道掘进时期巷道塑性区破坏分布图 及垂直应力分布图， 由图 （a ） 可以看出， 在巷道掘进稳 定后，围岩发生部分破坏，其中顶板破坏深度为 1.3m， 两帮破坏深度为 0.5m， 底板破坏深度为 2.1m， 底板破坏深度相对较大，因为底板岩性强度较弱， 但 对巷道使用性影响较小， 顶板及两帮围岩破坏范围较 小， 围岩稳定性控制较好。如图 （b ） 可以看出， 巷道围 岩垂直应力总体呈对称分布， 巷道顶板上方 2m 以及 底板一定深度内为应力降低区， 且呈波纹扩散状向深 处扩散， 在锚杆锚固端到锚索锚固端范围内， 应力集 中现象较为明显， 且应力分布较为均匀， 其中应力集 中最大处值为 17.5MPa， 应力集中系数为 1.5， 说明锚 杆 - 锚索形成的支护承载结构性较好， 与前文的理论 分析结果较为一致； 同样两帮锚杆锚固端处应力集中 性较好， 且应力向煤体深处扩散， 扩大了支承承载面 积， 支护效果较好。 （a ） 塑性区分布图（b） 垂直应力区分布图 图 4锚杆 - 锚索协同支护效果图 3.2.2回采时期巷道稳定性 图 5巷道围岩随工作面回采塑性区分布图 如图 5 为巷道围岩随工作面回采塑性破坏图， 由 图可以看出， 在工作面前方 50m 处， 巷道围岩开始进 一步破坏， 两帮破坏深度进一步加深， 证明巷道进入 工作面超前采动影响范围； 在工作面前方 20m 时， 巷 道围岩破坏深度进一步加大， 两帮破坏深度达到 1m， 且巷道右上方顶板发生破碎；在工作面 0m 处时， 围 岩破碎较为严重， 工作面上方顶板已整体破碎， 但巷 道围岩破碎范围仍在锚固范围之内， 表明支护强度能 够很好维持围岩稳定性， 支护效果较好。 如图 6 为巷道围岩变形量随工作面回采变化曲 线， 由图可以看出， 在工作面前方 80m 处时， 顶底板 及两帮移近量开始增加，但是增加幅度不是很大， 当 巷道距离工作面前方 50m 处时，巷道围岩变形量开 始急剧增加，证明工作面超前采用影响开始剧烈显 现， 在工作面 0m处时， 围岩变形量达到最大， 其中顶 底板最大移近量为 257mm，两帮最大移近量为 195mm， 围岩变形量较小， 巷道围岩稳定性较好。 图 6巷道围岩移近量随工作面回采变化曲线 4现场应用 图 7围岩变形移近量监测结果 根据理论分析及数值模拟得出结果， 利用提出的 支护方案对 8105 回风巷进行了现场应用，并在工作 面前方巷道围岩布置位移监测装置， 监测结果如图 7 所示。由图可以看出， 在工作面前方 80m 处时， 巷道 受采动影响， 变形量开始增加， 且增幅较大， 当距离工 作面 45m处时， 巷道围岩变形量增加幅度减小， 一直 到工作面 0m 处时， 巷道围岩变形量达到最大， 其中 顶底板移近量为 250mm， 两帮移近量为 210mm， 围岩 变形量较小， 围岩能后得到很好的控制。另外还可以 看出，虽然采动影响范围的确定与模拟结果不同， 但 是最终围岩变形量的大小与模拟结果具有较高的一 致性。（下转第 62 页 ） 57 ChaoXing （上接第 57 页 ） 5结论 1 ）通过理论分析， 对大断面半煤岩巷道围岩控 制机理进行了分析以及对锚杆 - 锚索协同支护机理 进行了阐述， 并确定了影响支护效果的主要参数有锚 杆锚索长度、 间排距以及预紧力等。 2 ）针对理论分析， 提出了大断面半煤岩巷支护 方案， 并通过数值模拟分析了在此支护参数下巷道在 掘进期间、 工作面回采期间围岩的稳定性， 最终得出 巷道顶底板最大移近量为 257mm， 两帮移近量为 195mm， 围岩变形量较小。 3 ）针对提出的支护方案进行了现场实测研究， 得出了巷道围岩变形量随工作面回采变化曲线， 结果 得出巷道顶底板最大移近量为 250mm， 两帮移近量 为 210mm， 围岩变形量较小， 能够满足安全高效生产 要求， 且与模拟结果较为一致。 参考文献 [1] 李冠良.大断面半煤岩巷锚网索支护技术研究[J].能源技 术与管理,2011 （04） 43- 44. 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