復雜頂板條件下巷道合理支護參數研究

張成文 呂 坤 賀瑞彬 田向陽 武飛岐（中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院,北京市海淀區,100083）

?

復雜頂板條件下巷道合理支護參數研究

張成文 呂 坤 賀瑞彬 田向陽 武飛岐
（中國礦業大學（北京）資源與安全工程學院,北京市海淀區,100083）

摘要葛泉礦1192工作面巷道頂板包含8＃和9＃兩層煤及夾矸,頂板條件復雜多變,巷道支護參數的設計和穩定性存在難題。通過FLAC3D數值模擬軟件分析了薄頂煤型和厚頂煤型兩類頂板結構巷道圍巖塑性區分布特征,當頂板由薄頂煤型變為厚頂煤型時,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫和底板的破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值2 m。結合塑性區特征和懸吊理論提出合理支護參數,結果表明煤幫松動圈范圍0.6～0.7 m,頂板和兩幫位移量60～80 mm,巷道變形量小,基本能夠維持穩定。

關鍵詞復雜頂板 數值模擬 圍巖塑性區 支護參數

1　工程背景

葛泉煤礦1192工作面位于西翼運輸大巷上方,走向長度75 m,傾斜長約410 m,工作面沿傾向推進。主采9＃煤層,埋深170～260 m,煤層厚度4～6 m,煤層傾角8°～17°。1192工作面上覆8＃煤層和9＃煤層,回采巷道頂板包含8＃和9＃兩煤層及夾矸,總厚度在5～12 m之間,為復合頂板,頂板條件復雜多變。1192工作面擬采用綜采放頂煤技術開采,回采巷道沿9＃煤層底板掘進。回采巷道兩側為未受采動的實體煤,巷道斷面設計為矩形斷面,斷面尺寸為3.5 m×2.6 m（寬×高）。

2　地質力學評估

（1）地應力估算。根據1192工作面附近鉆孔可知,9＃煤層的埋深在170～260 m之間,巖石平均容重2500 kg/m3,巷道的垂直應力可估算為4.25～6.5 MPa,本文選擇垂直應力6.5 MPa進行計算。

（2）煤巖層結構及力學參數。由于煤層賦存條件復雜以及夾矸賦存不穩定,回采巷道的頂板結構有所變化。根據煤層頂底板綜合柱狀圖和大巷資料揭露,該區域分成2類巖層結構。

薄頂煤型即9＃煤層薄,煤厚4.5 m,煤層上方依次為1.0 m粉砂巖夾矸、1.5 m厚8＃煤層及12 m大青灰巖,煤層下方依次為6 m鋁土質粉砂巖和10 m中細砂巖。

厚頂煤型即9＃煤層厚,煤厚6 m,煤層上方依次為6 m粉砂巖夾矸、1.5 m厚8＃煤層及12 m大青灰巖,煤層下方依次為6 m鋁土質粉砂巖和10 m中細砂巖。

根據建井地質報告和礦方提供的巖石力學試驗資料,進行整理歸納,巷道頂底板物理力學參數見表1。

表1　巷道頂底板物理力學參數

3　巷道圍巖塑性區分析

以1192工作面運輸巷為工程背景建立FLAC3D模型,模型尺寸取50 m×35 m×2 m（長×高×寬）。模型左右邊界約束x方向的位移,前后邊界約束y方向的位移,下邊界約束z方向的位移,上邊界施加6.5 MPa的固定載荷即上覆巖層重量,側壓系數取1.2。數值計算采用莫爾－庫侖（Mohr-Coulomb）屈服準則。

巷道圍巖塑性區分布規律會因圍巖結構的改變而發生改變,由于煤層賦存條件復雜以及夾矸賦存不穩定,1192運輸巷頂板結構復雜多變,歸納成薄頂煤型和厚頂煤型兩類頂板結構,利用FLAC3D模擬軟件分別計算兩類頂板結構下運輸巷圍巖塑性區的分布特征,見圖1。

從圖1（a）可知,當頂板為薄頂煤型時,巷道頂板塑性區呈矩形分布,塑性區高度為2 m,兩幫塑性區呈矩形分布,塑性區深度為1.5 m,底板塑性區呈拱形分布,塑性區深度1 m。

從圖1（b）可知,當頂板為厚頂煤型時,巷道頂板塑性區類似矩形分布,塑性區高度為2.5 m,與薄頂煤型相比,兩幫與底板塑性區分布規律不變。

巷道圍巖結構發生變化時,圍巖塑性區的分布規律會隨之發生變化,當煤層厚度變大時,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫與底板圍巖破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值1.5 m。

圖1　運輸巷圍巖塑性區分布圖

4　支護參數研究

根據巷道圍巖破壞規律,按照最大塑性區范圍進行支護設計,采用錨桿－錨索聯合支護技術。結合塑性區范圍,根據懸吊理論計算錨桿錨索支護參數。

頂板支護參數。頂錨桿采用?22 mm× 2400 mm的螺紋鋼錨桿,每排5根,排距700 mm,配合?14 mm鋼筋焊接而成的梯子梁鋼帶,同時采用?15.24 mm×7000 mm預應力鋼絞線錨索,每排2根,排距1400 mm,配合12＃槽鋼鋼帶,托板為150 mm×200 mm×20 mm的鋼板,頂網使用?6.5 mm鋼筋焊接而成的金屬網片。

幫支護參數。兩幫錨桿采用?16 mm× 2000 mm的圓鋼錨桿,每排4根,排距700 mm,托板為鐵板,幫網與頂網相同。

基于厚頂煤型的FLAC3D模型,巷道開挖后,錨桿錨索支護后進行運算,得到1192運輸巷塑性區及垂直位移云圖,見圖2。

圖2　支護后巷道塑性區及垂直位移云圖

由圖2（a）分析可知,巷道支護后,圍巖塑性區變化不大,頂板錨桿能夠防止淺部離層及將淺部巖層組合成整體,頂錨索起懸吊作用,將2.5 m塑性區范圍的圍巖懸吊到穩固巖層中;幫錨桿錨固在塑性區外部的穩定煤層中,能夠起到較好的支護作用。由圖2（b）分析可知,在距離頂板0～1 m范圍內,巷道頂板最大位移為12 mm,頂板上方1 ～1.5 m內位移10～12 mm,頂板上方1.5～2 m位移8～10 mm,頂板位移量較小。

5　工業性試驗

現場監測是檢查支護效果、判斷煤巷穩定性和保證安全生產的手段,是支護設計方法的重要組成部分。因此,在1192運輸巷進行了煤幫松動圈測試和表面位移監測,檢驗巷道支護參數是否安全可靠。

5.1松動圈測試

根據礦方施工條件,在1192運輸巷30 m處（薄頂煤型）和60 m處（厚頂煤型）各布置1個松動圈測站,分別為測站1、測站2,每個測站包括左幫和右幫2個測試孔,鉆孔方向垂直于煤幫,鉆孔直徑42 mm,孔深4 m。測站布置如圖3所示, 圖4為1192運輸巷煤幫兩測站的聲波測試結果。

由圖4（a）分析可知,左右幫煤體內波速隨孔深增加而逐漸增大,在距孔口0.6 m范圍內波速較小,大于0.6 m的區域波速較大,表明距離孔口大于0.6 m的區域煤體較完整,沒有受到擾動,而小于0.6 m的區域巖體已破壞,確定左右幫的松動范圍為0.6 m。

圖3　測站布置示意圖

圖4　兩幫聲波測試圖

由圖4（b）分析可知,左右幫煤體內波速隨孔深增加而逐漸增大,在距孔口0.7 m范圍內波速較小,大于0.7 m的區域波速較大,表明距離孔口大于0.7 m的區域煤體較完整,沒有受到擾動,而小于0.7 m的區域巖體已破壞,確定左右幫的松動范圍為0.7 m。

5.2表面位移觀測

在距1192運輸巷開口30 m和60 m處各布置1個表面位移觀測站,與松動圈測站位置相同,見圖3,采用十字布點法,測量兩幫移近量和頂板下沉量,分析巷道的變形規律,見圖5。測站1處兩幫移近量為65 mm,頂板移近量為75 mm。測站2處的兩幫移近量為66 mm,頂板移近量為73 mm。

圖5　1192運輸巷表面位移觀測結果

通過松動圈測試和表面位移觀測可得,煤幫松動圈的范圍為0.6～0.7 m,破壞深度小,頂板和兩幫位移量為60～80 mm,巷道變形量小,研究提出的錨桿錨索支護參數較為合理,巷道基本能夠維持穩定。通過比較測站1與測站2的數據可得,厚頂煤型的巷道圍巖破壞范圍稍大于薄頂煤型的破壞范圍,與數值模擬結果一致。

6　結論

（1）揭示了葛泉礦復雜頂板條件下巷道圍巖的破壞規律,通過FLAC3D模擬研究巷道開挖后圍巖塑性分布特征,圍巖結構發生變化時,圍巖塑性區的分布規律會隨之發生變化,當煤層厚度變大時,頂板圍巖破壞深度隨之增大,兩幫與底板圍巖破壞深度不變,頂板破壞深度最大值2.5 m,幫破壞深度最大值1.5 m。

（2）通過分析圍巖破壞特征,結合懸吊理論,提出了合理的錨桿錨索支護參數,現場工業性試驗結果表明,煤幫松動圈的范圍為0.6～0.7 m,頂板和兩幫位移量為60～80 mm,巷道變形量小,研究提出的錨桿錨索支護參數較為合理,基本能夠維持巷道穩定。同時,試驗結果也表明厚頂煤型的巷道圍巖破壞范圍稍大于薄頂煤型的破壞范圍,印證了數值模擬的結果。

參考文獻:

［1］陳登紅,華心祝,李英明.復雜條件下回采巷道圍巖控制綜合技術［J］.煤炭科學技術,2010（12）

［2］周楠,張強,安百富,聶守江.近距離煤層采空區下工作面礦壓顯現規律研究［J］.中國煤炭,2011（2）

［3］曾佑富,伍永平,來興平等.復雜條件下大斷面巷道頂板冒落失穩分析［J］.采礦與安全工程學報, 2009（4）

［4］牛多龍,華心祝,陳登紅.深部復雜頂板條件下回采巷道錨網索支護技術［J］.中國煤炭,2013（8）

［5］張農,李桂臣,闞甲廣.煤巷頂板軟弱夾層層位對錨桿支護結構穩定性影響［J］.巖土力學,2011（9）

［6］康紅普,王金華,林健.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析［J］.巖石力學與工程學報,2010（4）

（責任編輯張毅玲）

Research on reasonable supporting parameters of roadway with complex roof

Zhang Chengwen,Lv Kun,He Ruibin,Tian Xiangyang,Wu Feiqi
（School of Resources and Safety Engineering,China University of Mining and Technology, Beijing,Haidian,Beijing 100083,China）

AbstractThe roadway roof of No.1192 working face of Gequan Coal Mine was constituted by No.8 and No.9 coal seam and partings,which had complex structure and had difficulties in design of stable supporting parameters. The distribution characteristics of plastic zone in surrounding rocks of roadway with thin top-coal or thick top-coal were analyzed by utilizing the numerical simulation software FLAC3D,which indicated that the roof damage depth was growing while the damage depth of two sides and floor were unchanged when the top-coal of roof changed from thin to thick.The maximum damage depth of roof was 2.5 m and the two sides was 2 m. The reasonable supporting parameters of roadway were determined by analyzing plastic zone characteristics and suspensory theory,the results showed that the broken rock zone ranged from 0.6 m to 0.7 m to the coal wall,and the displacements of roof and two sides ranged from 60 mm to 80 mm,the roadway deformation was not large and the supporting parameters could maintain the stability of roadway.

Key wordscomplex roof,numerical simulation,plastic zone in surrounding rocks,supporting parameters針對葛泉礦不同頂板賦存特征,通過FLAC3D模擬不同頂板條件下巷道圍巖塑性破壞規律,選擇塑性區最壞情況進行分析,結合懸吊理論,提出合理的錨桿錨索支護參數,最后進行工業性試驗,并進行了礦壓數據監測。

中圖分類號TD353

文獻標識碼A

作者簡介:張成文（1961－）,男,博士研究生,正高級工程師,主要從事礦山壓力與巷道圍巖控制技術方面的研究。