綜放軟巖順槽變形機理支護技術(shù)研究

郭子程

（潞安集團余吾煤業(yè)，山西長治 046103）

綜放軟巖順槽變形機理支護技術(shù)研究

郭子程

（潞安集團余吾煤業(yè)，山西長治 046103）

在“三軟”巷道中采用綜放開采時，由于巷道及煤層本身的松軟，容易產(chǎn)生順槽等的大變形，在實際生產(chǎn)過程中，需要研究松軟煤層工作面的走向和側(cè)向的支撐壓力的分布，避開峰值壓力，從而確定超前的支護距離和下個順槽的位置，再通過數(shù)值模擬確定豐匯煤礦的支護方式，為此類礦井支護提供了經(jīng)驗。

“三軟”；支撐壓力；數(shù)值模擬

軟巖巷道圍巖變形量大是目前很多礦井需要亟待解決的難題之一，軟巖巷道受埋藏深度和圍巖性質(zhì)等因素影響，這一問題顯的尤為突出。回采巷道圍巖移近量大，導(dǎo)致巷道嚴重變形，影響井下皮帶運輸和人員通行，加大了通風阻力，給煤礦無障礙運行帶來了困難[1]。為了解決軟巖巷道大變形的問題，近年來國內(nèi)外許多研究人員從圍巖的力學(xué)性質(zhì)、物理、系統(tǒng)整體的能量法、圍巖底鼓的力學(xué)機制與整體變形等方面對變形機理進行了卓有成效的研究[2]，并提出了許多行之有效的措施和方法。因此，本文通過豐匯煤礦的實際情況，介紹順槽的變形機理以及對其支護的研究。

1工程概況

豐匯煤礦開采第15號煤層，布置的首個開采工作面為15101工作面。該煤層位處于太原組下層，上部距離K2灰?guī)r約18m，厚度為4.25～5.85m，平均4.97m，含0-3層泥巖夾矸，結(jié)構(gòu)較簡單，傾角為0°～11°，平均5.5°，硬度系數(shù)為2～3，賦存穩(wěn)定。深灰色泥巖頂板，水平層理，其中富含植物化石，灰黑色砂質(zhì)泥巖底板。煤層頂?shù)装迩闆r如表1所示。

本礦井為高瓦斯礦井，礦井瓦斯最大相對涌出量46.06m3/t，在巷道布置時設(shè)置一條尾巷，專門用于抽放瓦斯。15101工作面的兩順槽和尾巷采用相平行的布置方式，中間的巷道命名為軌道順槽，靠近西邊的巷道命名為運輸順槽，靠近東側(cè)巷道命名為尾巷，三條巷道均沿煤層頂板掘進，用綜采放頂煤采煤法開采方法。

2 松軟厚煤層工作面支承壓力分布特征研究

2.1 松軟厚煤層工作面傾斜方向支承壓力理論計算

近水平煤層單個工作面開采后，采空區(qū)周圍巖層處于未垮落完全的狀態(tài)，可認為采空區(qū)寬度為巖層破裂高度的2倍。采空區(qū)上覆巖層的運動是以巖層群為單位，每一個巖層群總有一個能夠控制該群移動和變形，并且這個層結(jié)構(gòu)致密、厚度厚且堅硬，這層也稱為關(guān)鍵層。自重應(yīng)力σq和應(yīng)力增量Δσ等兩部分構(gòu)成采空區(qū)一側(cè)煤體的側(cè)向支承壓力σ[3]，即：

每個關(guān)鍵層懸露部分對稱地分布在采空區(qū)上方，因此采空區(qū)一邊煤體的壓力為其重量的一半，在采空區(qū)一邊煤體鉛垂方向的應(yīng)力增量呈等腰梯形的增長趨勢，則第i個關(guān)鍵層對下部采空區(qū)一邊煤體的應(yīng)力增量為：

式中：σmaxi為第i層關(guān)鍵層對下部采空區(qū)煤體上施加的最大支承壓力，MPa，σmaxi=Qi/Hicot α；Hi為第i層關(guān)鍵層厚度中心到煤層底板的距離，m；Hi=I+Mi/ 2+ΣMj（j=1～i-1）；α稱為巖層移動角,°。

將上述的n個關(guān)鍵層對下部采空區(qū)一邊產(chǎn)生的應(yīng)力增量相加，從而計算出應(yīng)力增量Δσ。

由自重產(chǎn)生的應(yīng)力σq為：

式中：H為采深，m；γ為巖層容重，kN/m3；α為巖層移動角，°。

根據(jù)15101工作面采礦地質(zhì)條件，考慮到為淺埋深，表土段厚度小，基巖厚度相對較小，同時基巖受風化剝蝕作用，取計算參數(shù)：I=75m，γ=2.6 t/m3，α=80°（根據(jù)其它礦區(qū)微地震監(jiān)測結(jié)果），Hmax=350m，M1=275m。

為簡化計算，把上覆破碎垮落的巖層作為一個巖層群，可得具體的側(cè)向支承壓力壓力：

15101 工作面傾斜方向支承壓力分布特征見圖1。從圖1中可以看出，采空區(qū)外側(cè)煤體傾斜方向支承壓力峰值位置與采空區(qū)相距約38m，得出支承壓力峰值強度約為29 MPa；距采空區(qū)13m以內(nèi)為低應(yīng)力區(qū)，也是塑性區(qū)；距采空區(qū)13～76m為支承壓力影響區(qū)；距采空區(qū)76m以外為原巖應(yīng)力區(qū)；距采空區(qū)13～38m為彈塑性損傷區(qū)；距采空區(qū)38m～∞為彈性區(qū)。

2.2 松軟厚煤層工作面走向支承壓力理論計算

在高應(yīng)力作用下，依據(jù)煤柱中應(yīng)力分布情況，上區(qū)段采空區(qū)一側(cè)由煤體邊緣到放煤巷道周圍，出現(xiàn)由塑性區(qū)、彈性區(qū)到原巖應(yīng)力區(qū)的過渡，根據(jù)巖體的極限平衡理論，塑性區(qū)的寬度及支撐壓力峰值與煤柱邊緣的距離x0為[4]：

式中：M為煤層厚度，m；ρ為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤層界面內(nèi)摩擦角，°；C0為煤層界面的黏聚力，MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均容重，kN/m3；q為支護阻力，kN。

根據(jù)15號層煤的力學(xué)性質(zhì)及該工作面的開采條件，取煤層厚度M為5.0m，側(cè)壓系數(shù)ρ為0.5，平均開采深度H為350m，煤層界面的內(nèi)摩擦角φ0為18°，煤層界面粘聚力C0為0.1 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)k為2.5，γ為25 kN/m3，支護阻力q為0，則x0為16.5m。因此，煤柱的鉛直應(yīng)力σy為：

式（6）煤柱的鉛直應(yīng)力與距采空區(qū)的關(guān)系，通過計算原始應(yīng)力鉛直為8.75 MPa，反算可以得出減壓區(qū)寬度約為13m，最大鉛垂應(yīng)力為21.9 MPa，反算得出前支承壓力峰值距煤壁約16.5m。若仍按超前支承壓力峰值到煤壁距離的2倍估計超前支承壓力影響距離，則預(yù)計超前支承壓力影響范圍為33m。

從上述可知，采空區(qū)外側(cè)煤體側(cè)支承壓力峰值位置距采空區(qū)約38m，工作面超前支承壓力峰值到煤壁的距離為16.5m，在設(shè)計順槽或者超前支護的過程中需要避開應(yīng)力高峰，有利于巷道的維護。

3 支護參數(shù)模擬分析

通過上述研究發(fā)現(xiàn)，僅僅通過計算巷道的布置參數(shù)還不足控制頂?shù)装宓囊苿樱€需要對巷道的支護進行設(shè)計才能更好的研究保證軟巖巷道的完整。

方案一：當前錨網(wǎng)索支護+兩幫及底板注漿+底角45°錨桿+輔棚。

方案二：兩幫短錨索帶支護+當前頂板支護+輔棚。

圖2-圖4所示分別為實施方案一時巷道圍巖垂直位移云圖、水平位移云圖及塑性區(qū)分布圖。模擬圍巖垂直應(yīng)力為25 MPa。從圖中可以看出，巷道頂?shù)装逡平考s為250mm，其中底鼓量為100mm，頂板下沉量150mm；兩幫移近量約為300mm；圍巖破壞區(qū)域較小，主要是巷道肩角。可見通過實施方案一，能夠有效控制底鼓及兩幫變形，同時通過輔棚能夠有效控制頂板下沉。

圖5-圖7所示分別為實施方案二時巷道圍巖垂直位移云圖、水平位移云圖及塑性區(qū)分布圖。模擬圍巖垂直應(yīng)力為25 MPa。從圖中可以看出，巷道頂?shù)装逡平考s為700mm，其中底鼓量為550mm，頂板下沉量150mm；兩幫移近量約為1000mm；圍巖破壞區(qū)域較大，主要是巷道肩角、底板及兩幫。可見通過實施方案二，能夠有效控制頂板下沉，但難以控制兩幫變形及底鼓。

模擬結(jié)果表明，方案一及方案二的實施效果最為理想，但注漿工序復(fù)雜，成本較高。

4 結(jié)論

1）采空區(qū)外側(cè)煤體傾斜方向的支承壓力峰值位置與采空區(qū)距離約38m，工作面超前支承壓力峰值到煤壁的距離為16.5m，在設(shè)計順槽或者超前支護的過程中需要避開應(yīng)力高峰，有利于巷道的維護。

2）底板注漿是必要的。在采動的強烈影響下，通過注漿改善了底板本質(zhì)的特性，提高了底板變形的抵抗力和增強底板抗壓強度，有助于控制底鼓。

3）輔棚是一個控制頂板下沉的有效措施。輔棚不但能夠控制頂板的下沉，而且對兩幫的移近能夠控制，底板的力通過棚腿傳遞到底板，形成了一個整體的支護系統(tǒng)。

[1]孫玉寧，周鴻超，周建榮，等.半煤巖軟底巷道底鼓控制技術(shù)[J].采礦與安全工程學(xué)報，2007，24(3)：340-344.

[2]鞏躍斌，潘躍文.高應(yīng)力巷道底鼓控制技術(shù)與工程實踐[J].煤，2010，19(S1):7-8.

[3]趙明洲，張繼華，汪華君.深井準備巷道底鼓成因及其防治對策[J].煤，2011，19(S1):7-8.

[4]錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2003.

Supporting Technology of Gateway Deformation Mechanism in Soft Rock Fully-mechanized Mining Face

GUO Zicheng
(Yuwu Coal Co.,Ltd.,Lu'an Group,Changzhi 046103,China)

In fully-mechanizedmining in three-soft roadways,soft roadways and seams could cause big deformation of gateways.In the practical production,the direction of soft seammining face and the distribution of sidewise supporting pressure should be studied to avoid peak pressure and to determine the supporting distance and the position of next gateway.By numerical simulation,the supportingmethods for Fenghui Mine were determined,which could be useful for similarmines.

three-soft;supportingpressure;numerical simulation

TD353.3

A

1672-5050（2015）05-0041-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.014

（編輯：薄小玲）

2015-06-05

郭子程（1989-），男，山西長治人，大學(xué)本科，從事煤礦開采技術(shù)方面的研究。