特厚頂煤大斷面強采動煤巷圍巖變形機理及支護對策

郭　璋，岑　旺，黃　銳，姜鵬飛，張　劍

(1.伊泰集團酸刺溝煤礦，內蒙古鄂爾多斯017000; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京100013)

?

特厚頂煤大斷面強采動煤巷圍巖變形機理及支護對策

郭璋1，岑旺1，黃銳1，姜鵬飛2，張劍2

(1.伊泰集團酸刺溝煤礦，內蒙古鄂爾多斯017000; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部，北京100013)

［摘要］以酸刺溝煤礦6上特厚煤層大采高綜放回采巷道支護為工程背景，基于井下地質力學實測結果，采用數值模擬方法，對比分析了酸刺溝煤礦6上煤層不同煤柱寬度和不同巷道斷面尺寸下煤巖體的受力、變形及破壞特征。研究結果表明: 6上煤層頂板結構較為單一，以粗砂巖為主，不同位置強度不同，大多在40～80MPa之間，巷幫煤體平均抗壓強度為19.80MPa，所測測站中最大水平主應力為7.94MPa，總體處于較低的應力水平;煤柱寬度由15m增加到20m時，巷道變形減小最為顯著;煤柱寬度由25m增大到30m時，巷道變形減小趨勢變得不明顯;巷道掘進與工作面回采階段巷道圍巖應力隨寬度增加的變化趨勢相同，隨著巷道寬度的增加，巷幫垂直應力呈線性增加，巷道頂板的水平應力呈線性減小。基于上述結論，對酸刺溝煤礦6上煤層1109膠運巷進行了支護設計與井下試驗，工作面回采后巷道斷面收縮率小于15%，實現了特厚頂煤大斷面強采動圍巖變形的有效控制。

［關鍵詞］特厚頂煤;大斷面煤巷;強采動;應力變化;支護對策

［引用格式］郭璋，岑旺，黃銳，等.特厚頂煤大斷面強采動煤巷圍巖變形機理及支護對策［J］.煤礦開采，2015，20(2) : 50－55.

特厚煤層開采需要掘進特厚頂煤巷道，而對于此類巷道支護技術的研究，王金華［1］采用數值模擬的方法研究了全煤巷道不同頂煤厚度、不同地應力大小、不同錨桿錨索預緊力等情況下巷道圍巖受力與變形特征，得出了巷道與采空區間煤柱應力集中區呈近似“三角形”的分布狀態。張百勝等［2］研究了大斷面強采動全煤巷道層狀頂板離層變形及破壞規律。康紅普等［3－5］提出預應力是煤巷錨桿支護的關鍵參數，為此分析了不同預應力下錨桿、錨索在巷道圍巖中形成的應力場分布特征及在煤巖體中的傳力機制。上述研究成果為特厚煤層巷道支護提供了一定的理論依據。但特厚煤層巷道支護還存在以下問題:一是特厚煤層綜放開采由于煤層厚度和開采空間大［6］，相對分層開采，工作面頂板周期來壓劇烈，工作面回采巷道在受到相鄰工作面及本工作面回采過程中采動影響十分強烈［7－9］，而強烈采動影響下如何確定特厚頂煤大斷面強采動煤巷合理的煤柱尺寸;二是采用大采高綜放開采，為了滿足大型設備運輸和正常的通風需求，巷道斷面普遍較大，特厚頂煤條件下斷面尺寸的大小對巷道圍巖受力、變形有何影響。

針對上述問題，本文以伊泰礦區酸刺溝煤礦6上特厚煤層開采為工程背景，基于井下地質力學測試結果，研究特厚頂煤大斷面強采動煤巷圍巖變形機理，并提出有效的支護對策。

1　巷道圍巖地質力學測試分析

酸刺溝煤礦主采6上煤層，煤層平均厚度12.7m。6上煤層頂底板巖石的巖性為泥巖、灰白色粗粒砂巖夾細粒砂巖泥巖等。

巷道圍巖受力、變形以及支護方案的確定與所處的地應力分布和煤巖體強度密切相關。為此，在研究特厚頂煤大斷面強采動煤巷圍巖變形機理前，對酸刺溝煤礦6上煤進行了3個測站的地質力學測試，分別包括巷道圍巖原巖應力、煤巖體強度。第1測站位于6上煤1103回風巷43聯巷，該處巷道埋深303.9m;第2測站位于6上煤1101回風巷40聯巷，該處巷道埋深298.2m;第3測站位于6上煤1105回風巷2聯巷，對應巷道埋深228.5m。

地應力測量結果見表1，酸刺溝煤礦第1測站、第3測站應力場形式為σHV型，即σH＞σV＞σh; 第2測站應力場形式為σVH，即σV＞σH＞σh。3個測站中最大水平主應力為7.94MPa; 3個測站側壓系數σH/σV分別為1.04，0.9，1.27。測量結果表明頂板巖層中地應力總體上以水平應力為主，總體處于較低的應力水平［10］。3個測站最大水平主應力方向分別為N28.3°E，N50.8°E，N31.3°W。

表1　6上煤層頂板地應力測試結果［11］

采用鉆孔觸探法對3個測站煤巖體強度進行了現場測試，第1測站頂板煤體的平均抗壓強度為19.69MPa，泥巖的平均抗壓強度為19MPa，砂質泥巖的平均抗壓強度為20.3MPa，粗粒砂巖的平均抗壓強度為42.8MPa。第2測站頂板煤體的平均抗壓強度為13MPa，粗粒砂巖的平均抗壓強度為43.4MPa，細砂巖的平均抗壓強度為60MPa。第3測站頂板煤體的平均抗壓強度為19.5MPa，泥巖的平均抗壓強度為17MPa，粗砂巖的平均抗壓強度為71.7MPa。

對不同測站的巷道側幫進行了煤體強度測試，測試深度為10m。第1測站巷幫煤體平均抗壓強度為18.32MPa;第2測站巷幫煤體平均抗壓強度為18.84MPa;第3測站巷幫煤體平均抗壓強度為22.23MPa。從巷道煤幫的測試結果來看，煤體相對完整，裂隙和破碎帶相對較少，煤體強度在煤幫處較小，隨幫孔深度增加，強度有一定量增加，這是由于煤幫深處受掘進或采動影響較小，煤體相對比較完整。綜合3個測站測試結果，計算得出巷幫煤體平均抗壓強度為19.80MPa。

2　特厚煤層大斷面強采動煤巷變形特征

2.1數值模型

模型的建立按照酸刺溝煤礦實際工程地質狀況，整個模型尺寸為550m×350m×200m，其中沿1107，1109兩個工作面長度方向為500m，沿工作面推進長度為350m，沿煤巖層高度方向200m，模型共劃分163680個單元，180999個節點。1109綜放工作面膠帶巷掘進斷面為5.4m×3.6m。具體模擬方案如下:

(1)研究特厚煤層大采高綜放開采條件下煤柱寬度為15m，20m，25m和30m時巷道圍巖應力及變形分布特征，根據模擬結果確定出合理的煤柱尺寸，不同煤柱寬度數值計算模型見圖1所示。

(2)研究巷道寬度對圍巖應力和變形的影響，得出不同巷道寬度在巷道掘進和工作面回采不同階段圍巖的受力和變形規律。

(3)研究特厚頂煤條件下，相同錨桿預緊扭矩下，不同尺寸托板對頂煤的支護作用。

圖1　不同煤柱寬度數值計算模型

模擬中選用摩爾－庫倫本構模型，模型邊界條件為:模型底部采用固支，四周采用鉸支，上部為自由邊界。根據酸刺溝煤礦3個測站的地質力學測試結果，取其平均值，確定模型應力條件為:垂直應力6.92MPa，最大水平主應力為7.30MPa，最大水平主應力方向為N15.93°E。計算中煤巖層物理力學參數見表2。

表2　數值模型中煤巖層物理力學參數

錨桿錨索采用Cable結構單元模擬，考慮到酸刺溝煤礦煤層埋深較小，地應力水平較低，且頂板主要為砂巖，結構較為穩定。模擬中選擇錨桿直徑為20mm，長度為2.2m。錨索直徑為15.24mm，長度為6.3m。錨桿間排距為1000mm×1000mm，錨索間排距為1800mm×2000mm。

2.2不同煤柱寬度巷道圍巖受力變形特征

分別對煤柱寬度為15m，20m，25m和30m共4種條件下巷道掘進和工作面回采過程煤柱及巷道圍巖的受力變形及破壞規律進行了分析。

由于工作面回采后，煤柱中的應力集中主要表現為垂直應力，因此主要分析了不同寬度煤柱條件下垂直應力的變化規律。選取巷頂上部2m位置處頂煤和巷頂上部10m處頂板位置進行分析，從巷頂上部2m位置處頂煤垂直應力變化曲線(圖2)中可以看出:隨著煤柱寬度的增加，頂煤垂直應力分布形態發生變化。針對酸刺溝煤礦6上煤層，煤柱寬度為15m，20m，25m和30m時，煤柱中最大垂直應力分別為30.6MPa，28.1MPa，25.9MPa和24.9MPa。4種不同煤柱寬度條件下，煤柱內部垂直應力最大的位置均出現在靠近采空區一側6～8m位置，當煤柱寬度為15m，20m時，煤柱中垂直應力主要表現為“單峰”分布狀態;當煤柱寬度增大到25m以上時，煤柱中垂直應力表現為“雙峰”分布形態，但是靠近煤柱一側的應力峰值顯著大于靠近巷道一側的應力峰值。4種不同煤柱寬度下，巷道表面圍巖垂直應力釋放，巷道正上方2m處頂煤垂直應力普遍在3MPa左右。

相比頂煤垂直應力分布，巷頂上部10m位置處頂板的垂直應力分布與頂煤有所不同，如圖3所示。4種不同寬度煤柱頂板中垂直應力峰值較頂煤存在一定程度地下降，煤柱寬度為15m，20m， 25m和30m時，煤柱中最大垂直應力分別為24.6MPa，22.7MPa，21.5MPa和20.4MPa。4種不同煤柱寬度條件下，煤柱上部頂板巖層垂直應力最大的位置均出現在靠近采空區一側4～7m位置，4種煤柱寬度垂直應力均主要表現為“單峰”分布狀態。4種不同煤柱寬度下，巷頂上部10m位置垂直應力均在8MPa左右，大約是巷頂上部2m位置垂直應力的2.7倍。

圖2　不同煤柱寬度頂煤垂直應力變化曲線(巷頂上部2m)

圖3　不同煤柱寬度頂板垂直應力變化曲線(巷頂上部10m)

由此表明，對于酸刺溝煤礦，煤巷頂煤中的垂直應力集中程度大于上部頂板應力集中程度，頂煤中的應力變化劇烈程度也大于上部頂板。

1107工作面回采階段，隨著煤柱寬度的增加，1109膠運巷變形逐漸下降，如圖4所示。當煤柱寬度由15m增加到20m時，巷道變形減小最為顯著;當煤柱寬度由25m增大到30m時，巷道變形減小趨勢變得不明顯。同時隨著煤柱寬度的增加，頂板、底板和巷幫的位移變化劇烈程度存在較大區別，頂煤下沉和靠近工作面側幫變形量減小趨勢最為明顯。由于底板為巖石、靠近1109工作面側幫煤體較為完整，隨著煤柱寬度的增加，底鼓和靠近1109工作面側幫變形量變化相對較小。

圖4　1109膠運巷變形隨煤柱寬度變化曲線

圖5為不同尺寸煤柱下，工作面回采后1109膠運巷圍巖塑性破壞區的分布情況。留設15m煤柱時，巷道圍巖塑性破壞區與煤柱塑性破壞區已相互貫通;留設20m煤柱時，巷道圍巖塑性破壞區和回采所形成的塑性破壞區幾乎貫通;留設25m煤柱時，巷道圍巖塑性破壞區和工作面回采所形成的塑性破壞區未貫通，中間存在4m左右的彈性核區;留設30m煤柱時，巷道圍巖塑性破壞區與工作面回采所形成的塑性破壞區中間約有8～9m范圍的彈性核區。

圖5　不同煤柱寬度下塑性破壞區分布

2.3不同巷道斷面尺寸圍巖受力變形特征

由于特厚煤層大采高綜放開采對巷道斷面要求較大，為此分析了不同巷道寬度條件下掘進和回采不同階段巷道圍巖的應力和變形規律，模擬巷道的寬度分別為3.5m，4m，4.5m，5m，5.5m，6m，6.5m和7m共8種情況，巷道高度均為3.6m。

從巷道掘進階段不同寬度巷道圍巖應力分布來看(圖6)，隨著巷道寬度的增加，巷道兩幫的垂直應力基本呈現線性增加的趨勢。隨著巷道寬度的增加，巷道頂煤和頂板所承受應力的范圍擴大，其巷道頂板的水平應力反而呈現出線性減小的趨勢。通過線性回歸，得出掘進階段垂直應力與水平應力隨著巷道寬度增加的趨勢公式為:

式中，σv為巷幫垂直應力;σh為巷頂水平應力，B為巷道寬度。

工作面回采階段巷道圍巖應力隨寬度增加的變化趨勢與巷道掘進期間類似(圖7)，同樣表現為隨著巷道寬度的增加，巷幫垂直應力呈線性增加，巷道頂板的水平應力呈線性減小的趨勢。

圖6　掘進階段不同寬度巷道圍巖應力變化曲線

圖7　回采階段不同寬度巷道圍巖應力變化曲線

通過線性回歸，得出工作面回采階段垂直應力與水平應力隨著巷道寬度增加的趨勢公式為:

總體來看，巷道掘進期間，隨著巷道寬度增加，巷道應力變化趨勢相對平緩;工作面回采階段，巷道應力變化更為劇烈。

掘進和回采不同階段不同寬度巷道圍巖變形情況見圖8和圖9所示。從巷道變形情況來看，掘進階段隨著巷道寬度的增加，頂板下沉量增加最為明顯，底鼓量增加次之，而巷幫的變形基本保持不變。工作面回采階段，隨著巷道寬度的增加，頂板下沉量、底鼓量增加較為明顯，靠近煤柱側幫變形也呈現出線性增加的趨勢，但增加梯度較小。靠近煤柱側幫變形也存在少許增加，但增長幅度較為緩慢。

圖8　掘進階段不同寬度巷道圍巖變形曲線

3　井下試驗研究

3.1支護設計

考慮到1109膠運巷在掘進過程中設備尺寸，通風需求和巷道圍巖變形預留量，設計1109膠運巷尺寸:斷面為矩形，巷道凈寬5200mm，凈高3400mm;巷道掘進寬度5400mm，高度3600mm。采用樹脂加長錨固錨桿支護，并進行錨索補強［12］。

3.1.1頂板支護

圖9　回采階段不同寬度巷道圍巖變形曲線

錨桿桿體為直徑20mm的左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.2m;錨固方式:鉆孔直徑為28mm，加長錨固，錨固劑1支規格為CK2360，另1支規格為Z2360，錨固長度為1500mm;頂錨桿垂直于頂板;錨桿初始預緊扭矩150N·m以上;鋼筋托梁為直徑14.0mm的鋼筋焊接而成，寬度80mm，長度5.0m;拱型高強度托板，規格為130mm× 130mm×10mm; 8號鐵絲編織的菱形網護頂，網格為50mm×50mm，規格為5.6m×1.1m;錨桿間距1000mm，排距1000mm，每排6根錨桿;錨索直徑15.24mm，長度6.3m，加長錨固，采用3支錨固劑錨固，1支規格為CK2360，2支規格為Z2360。每排布置2根，間距為1.8m，排距為2.0m。托板規格為300mm×300mm×16mm［13］。

3.1.2巷幫支護

3.1.2.1煤柱側幫支護

錨桿桿體為直徑20mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度2.2m［14］;錨固方式:鉆孔直徑為28mm，加長錨固，錨固劑1支規格為CK2340，另1支規格為Z2340，錨固長度為1000mm;幫錨桿角度:巷幫頂底角錨桿與巷幫垂直方向夾角不能超過10°;錨桿初始預緊扭矩150N·m以上;采用拱型高強度托盤，托板規格為130mm×130mm×10mm;鋼筋托梁為直徑12mm的鋼筋焊接而成，寬度80mm，長度2.9m; 8號鐵絲編織的菱形網護頂，網格為50mm×50mm，規格為3.2m×1.1m;錨桿間距900mm，排距1000mm，每排4根錨桿。

3.1.2.2工作面側幫支護

錨桿桿體為直徑18mm玻璃鋼錨桿，長度2.0m;加長錨固，2支錨固劑分別為CK2340和Z2340。鉆孔直徑為28mm，錨固長度為1000mm;巷幫頂底角錨桿與巷幫垂直方向夾角不能超過10°;錨桿初始預緊扭矩為50N·m;拱型高強度托板，規格為130mm×130mm×10mm。

1109膠運巷錨桿錨索布置見圖10所示。

圖10　1109膠運巷錨桿錨索布置

3.2礦壓監測

巷道掘進和工作面回采期間對巷道圍巖變形進行了礦壓監測，掘進與回采期間巷道圍巖表面位移變化見圖11所示。

圖11　巷道掘進期間圍巖表面位移變化

掘進期間巷道頂底板最大移近量58mm，煤柱幫的最大移近量39mm，巷道變形很小，斷面收縮率僅為3%。從現場觀察來看，巷道頂板沒有出現鼓包、掉渣現象;兩幫平直，沒有發生片幫和鼓出現象，巷道支護效果良好。

當留設25m煤柱，工作面回采430m后，在工作面前方5m位置進行了巷道表面位移現場監測，頂板下沉量為157mm，底鼓量為102mm，煤柱側巷幫變形為231mm，工作面側巷幫變形為148mm。

現場實測受巷道掘進及工作面回采采動影響后巷道斷面有效面積: (5.4－0.38)×(3.6－0.26) = 16.77m2。

工作面回采后實測巷道斷面有效面積與初始設計巷道斷面有效面積比值: 16.77÷19.44 = 86.27%。

根據監測結果，工作面回采后，巷道斷面收縮率小于15%，能夠滿足工作面正常的功能需求。

4　結論

(1)對酸刺溝煤礦6上煤層煤巖體進行了地質力學現場測試，得出6上煤頂板巖層中地應力總體上以水平應力為主，各測站中最大水平主應力為7.94MPa，總體處于較低的應力水平。煤巖體強度測試結果表明，6上煤層頂板以粗砂巖為主，不同位置強度不同，大多在40～80MPa之間，巷幫煤體平均抗壓強度為19.80MPa。

(2)當煤柱寬度為15m，20m，25m和30m 4種情況下，依據酸刺溝煤礦地質采礦條件，煤柱內部垂直應力最大的位置出現在靠近采空區一側6～8m位置，煤柱上部頂板巖層垂直應力最大的位置出現在靠近采空區一側4～7m位置，煤巷頂煤中的垂直應力集中程度和變化劇烈程度均大于上部頂板巖層。煤柱寬度由15m增加到20m時，巷道變形減小最為顯著;煤柱寬度由25m增大到30m時，巷道變形減小趨勢變得不明顯。

(3)巷道掘進和工作面回采階段巷道圍巖應力隨寬度增加的變化趨勢相同，主要表現為:隨著巷道寬度的增加，巷幫垂直應力呈線性增加，巷道頂板的水平應力呈線性減小。掘進階段隨著巷道寬度的增加，頂板下沉量增加最為明顯，底鼓量增加次之，而巷幫的變形基本保持不變。回采階段隨著巷道寬度的增加，頂板下沉量、底鼓量及靠近煤柱側幫變形增加較為明顯，靠近煤柱側幫變形增長幅度較為緩慢。

(4)對伊泰礦區酸刺溝煤礦6上煤層1109膠運巷進行了支護設計與井下試驗，工作面回采后，巷道斷面收縮率小于15%，能夠滿足工作面正常的功能需求，實現了特厚頂煤大斷面強采動圍巖變形的有效控制。

［參考文獻］

［1］王金華.全煤巷道錨桿錨索聯合支護機理與效果分析［J］.煤炭學報，2012，37 (1)，1－7.

［2］張百勝，康立勛，楊雙鎖.大斷面全煤巷道層狀頂板離層變形模擬研究［J］.采礦與安全工程學報，2006，23 (3) : 264 －267.

［3］康紅普，姜鐵明，高富強.預應力錨桿支護參數的設計［J］.煤炭學報，2008，33 (7) : 721－726.

［4］康紅普，王金華，林健.高預應力強力支護系統及其在深部巷道中的應用［J］.煤炭學報，2007，32 (12) : 1233－1238.

［5］王金華，康紅普，高富強.錨索支護傳力機制與應力分布的數值模擬［J］.煤炭學報，2008，33 (1) : 1－6.

［6］李化敏，蔣東杰，李東印.特厚煤層大采高綜放工作面礦壓及頂板破斷特征［J］.煤炭學報，2014，39 (10) : 1956－1960.

［7］毛德兵，姚建國.大采高綜放開采適應性研究［J］.煤炭學報，2010，35 (11) : 1837－1841.

［8］閆少宏.特厚煤層大采高綜放開采支架外載的理論研究［J］.煤炭學報，2009，34 (5) : 590－593.

［9］閆少宏，尹希文.大采高綜放開采幾個理論問題的研究［J］.煤炭學報，2008，33 (5) : 481－484.

［10］劉江.伊泰礦區井下地應力測量及應力場分布特征研究［J］.煤炭學報，2011，36 (4) : 562－566.

［11］牛志清.孤島采面巷道錨桿支護技術［J］.煤礦開采，2005，10 (3) : 54－55.

［12］林健，趙英利，吳擁政，等.松軟破碎煤體小煤柱護巷高預緊力強力錨桿錨索支護研究與應用［J］.煤礦開采，2007，12 (3) : 47－50.

［13］劉文朝.強力錨桿支護系統在成莊礦的應用［J］.煤炭科學技術，2008，36 (12) : 9－11，48.

［14］曾金元，郭民儉，吳擁政，等.地質力學測試及其在司馬礦的應用［J］.煤礦開采，2005，10 (2) : 51－52，80.

［責任編輯:王興庫］

Deformation Mechanism of Coal Roadway Influenced by Strong Mining in
Extremely-thick Coal-seam and Supporting Countermeasure

GUO Zhang1，CEN Wang1，HUANG Rui1，JIANG Peng-fei2，ZHANG Jian2

(1.Suancigou Colliery，Yitai Group，Erdos 017000，China;
2.Coal Mining＆Designing Department，Tiandi Science＆Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China)

Abstract:Applying numerical simulation，stress，deformation and failure characteristic of surrounding rock under different coal-pillar widths and section sizes was comparably analyzed on the basis of underground geological and mechanics test result from 6-upper coalseam of Suancigou Colliery.Result showed that roof structure of 6-upper coalseam was simple and dominated by coarse sandstone，its strength varied within 40～80MPa，average compression strength of two-side coal was 19.8MPa，measured maximum horizontal principal stress was 7.94MPa which was in lower stress level.When coal-pillar width increased from 15m to 20m，roadway deformation reduction was obvious; When it increased from 25m to 30m，deformation reduction tendency was noteless.In roadway driving and face mining，the tendency of surrounding rock stress increasing with coal-pillar width was the same.With roadway width increasing，vertical stress linearly rose，and horizontal stress linearly reduced.On the basis of the results，supporting design of 1109 transportation roadway in 6-upper coal-seam was made，underground test showed that roadway convergence ratio was minor than 15%.Surrounding rock deformation influenced by strong mining in extremely-thick coalseam was controlled effectively.

Keywords:extremely-thick top coal; large-section coal roadway; strong mining; stress variation; supporting countermeasure

［作者簡介］郭璋(1968－)，男，山西繁峙人，工程碩士，高級工程師，現任伊泰集團酸刺溝煤礦總工程師，主要從事煤礦技術管理。

［基金項目］“十二五”國家科技支撐計劃項目(2012BAK04B06) ;天地科技生產力轉化基金項目(KJ－2014－TDKC－01)

［DOI］10.13532/j.cnki.cn11－3677/td.2015.02.015

［收稿日期］2014－10－21

［中圖分類號］TD353

［文獻標識碼］A

［文章編號］1006-6225 (2015) 02-0050-06