杜兒坪礦北三8號煤底抽巷分區支護技術

崔廣軍

(西山煤電(集團)有限責任公司 杜兒坪礦，山西　太原　030022)

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·技術經驗·

杜兒坪礦北三8號煤底抽巷分區支護技術

崔廣軍

(西山煤電(集團)有限責任公司 杜兒坪礦，山西太原030022)

以杜兒坪礦北三8號煤層底抽巷為研究對象，通過FLAC3D數值模擬對巷道開挖后的圍巖應力變化進行分析，確定了巷道頂板和煤幫中應力降低區和應力集中區的范圍。根據模擬結果，在具體的方案設計中根據底抽布置區域地質構造情況的不同，將底抽巷的布置區域分為無地質構造區域和地質構造區域。前期采用分區支護方式，在無地質構造區域采用矩形巷道錨網聯合支護，在地質構造區域采用梯形棚式巷道錨網聯合支護，后期采用錨索補強加固，降低由于回采擾動造成的巷道變形。現場應用表明，采用分區式支護、采前補強加固支護方式進行巷道支護能夠取得良好的圍巖控制效果，保證了底抽巷的穩定。

底抽巷；圍巖應力；地質構造區域；無地質構造區域；數值模擬；補強錨索；分區支護

在煤礦開采過程中，瓦斯問題一直是影響我國煤礦安全、高效開采的主要因素，因此，在高瓦斯礦井開采中必須采取瓦斯防治措施[1-2].開采保護層和預抽放卸壓煤層瓦斯是解決高瓦斯煤層開采難題的主要措施[3-4]. 通過底抽巷進行預抽采瓦斯是現在我國高瓦斯煤層開采過程中瓦斯抽放的一種主要方式，具有良好的瓦斯抽放效果。但由于底抽巷在整個使用過程中受到上下2個煤層劇烈的采動影響，巷道的變形量較大，難以維護，因此，國內的眾多學者和工程技術人員對底抽巷的支護設計、支護形式等進行了研究。楊國和、柏建彪[5]等通過數值模擬和工程實踐對底抽巷的位置及支護方式進行了研究，提出內錯布置及讓壓錨桿支護。程鵬、張劍[6]等通過對圍巖力學參數測定以及數值模擬，提出采用高預應力、強力錨桿的支護方式。郁鐘銘、彭斌[7]等通過理論分析和數值模擬的方式對底抽巷的布置層位進行了可行性研究分析。眾多學者和工程技術人員對底抽巷設計及支護的研究提升了我國高瓦斯礦井底抽巷設計和支護水平。但是由于不同地區礦井的地質條件有著較大的差異，特別是在一些地質構造復雜地區進行底抽巷布置時往往存在一定的支護技術難題，因此，對地質構造復雜情況下底抽巷的支護設計進行研究有著重要的意義。本文以西山煤電集團公司杜兒坪礦北三8號煤底抽巷為研究對象，對底抽巷的支護設計進行研究，采用數值模擬的方式分析巷道開挖過程中圍巖應力的變化，確定巷道圍巖的應力降低區和應力集中區，從而結合地質情況確定具體的支護參數。同時根據底抽巷的不同地質情況采用分區支護形式。該底抽巷支護方式取得了良好的工程效果，能夠為相似地質條件下的底抽巷支護設計提供借鑒。

1　工程地質概況

杜兒坪礦8號煤層底板等高線標高1 005.5～1 037 m，地面標高1 398～1 560 m，埋藏深度363～555 m，平均466 m. 9號煤層位于8號煤層下方，距8號煤層1.36～2.40 m，平均1.55 m.煤層頂底板巖性見圖1. 北三8號煤層瓦斯絕對涌出量是30 m3/min，下部9號煤層瓦斯絕對涌出量20 m3/min.

圖1　煤層頂底板巖性柱狀圖

根據礦井生產要求以及回采過程中瓦斯涌出情況，為達到回采過程中瓦斯抽放要求，底抽巷的凈斷面最小為11 m2.根據相關的地質鉆孔和鄰近工作面回采過程中的地質情況，底抽巷開口往前159 m將遇到1395號陷落柱，預計施工過程中可能遇到其它隱伏陷落柱；巷道開口往前236 m、840 m將依次遇到2條正斷層：H=1.4∠75°、H=1.3∠75°，預計施工過程中還有可能遇到隱伏斷層。

2　底抽巷布置位置

8號煤層開采過程中的瓦斯涌出量超限主要是由于下部9號煤層瓦斯涌出導致，因此，開掘底抽巷的主要目的是在上部8號煤層回采之前對下部9號煤層中的瓦斯進行抽放。同時為了降低下部9號煤層開采中的掘進工作量，縮短抽放瓦斯的排放距離以及根據相關的經濟性比較，決定將68306底抽巷布置在8號煤兩個工作面煤柱中間下部，沿9號煤掘進。北三8號煤下68306底抽巷布置關系見圖2.

圖2　68306底抽巷布置平面圖

3　68306底抽巷圍巖應力變化模擬分析

3.1建立模型

根據巷道所處位置和地質資料，利用FLAC3D進行數值模擬，建立摩爾-庫倫計算模型[8-10]. 模型的尺寸為：長×寬×高=100 m×60 m×36 m，模型共9層，模型上方施加11.6 MPa的垂直應力，模型底部垂直位移和左右兩側水平位移固定，模型中層位巖性特征見表1.

表1　各層巖層特征表

3.2開挖后巷道圍巖應力變化模擬分析

3.2.1巷道開挖后圍巖垂直應力

巷道開挖后不同時步圍巖垂直應力云圖見圖3.

由圖3可以看出，在巷道開挖初期，底抽巷的頂板和底板出現應力降低區，巷道的兩幫應力在一定范圍內出現高應力集中區。隨著計算步時的增加，巷道頂板應力降低區不斷地向上擴展，逐步延伸至上部的8號煤層當中。巷道兩幫的高應力區隨著計算時步的增加逐步向兩幫煤層深部轉移，兩幫應力集中區域范圍增加。因此，幫部處于應力增高區，容易受到破壞，出現片幫現象。

圖3　巷道開挖后不同時步圍巖垂直應力云圖

3.2.2巷道頂板垂直應力與切向應力

巷道頂板垂直應力變化曲線見圖4.由圖4可以看出，距離巷道上方一定距離的頂板中出現垂直應力降低區。在距離巷道頂部6 m范圍內頂板的垂直應力低于原巖應力，且隨著計算時步的增加圍巖應力不斷減??；在巷道上方6 m以外頂板的垂直應力與原巖應力接近。由此可以看出，巷道頂部上方6 m以上的圍巖處于較為穩定的狀態，距離巷道上方6 m內的頂板處于應力降低區。

圖4　巷道頂板垂直應力變化曲線圖

巷道頂板切向應力變化曲線見圖5.由圖5可以看出，在距離巷道上方1.5 m左右的頂板中形成切向應力集中區。隨著計算時步的增加，巷道上方頂板1.5 m范圍內的切向應力不斷的增加，應力極值由19 MPa增加到27 MPa.頂板由于卸載作用，在卸壓一定范圍內區域出現切向的拉應力，頂板巖石易出現拉斷破壞，直至出現離層現象。

圖5　巷道頂板切向應力變化曲線圖

3.2.3巷道幫部垂直應力和切向應力

煤幫中垂直應力變化曲線見圖6.由圖6可以看出，巷道開挖后，在巷道煤幫2 m處形成垂直應力集中區。隨著計算步時的增加，距離巷道煤壁2 m處的煤幫中垂直應力由14.4 MPa逐步增加到18.5 MPa，在煤幫中形成垂直應力集中區，而在2 m外的煤幫中垂直應力逐步減小。

圖6　煤幫中垂直應力變化曲線圖

煤幫中切向應力變化曲線見圖7.由圖7可以看出，煤巷中距離煤壁2 m范圍內的煤幫中切向應力低于煤幫內2 m以外深處的切向應力，屬于切向應力降低區。在巷道煤幫距煤壁2 m范圍內煤幫中的切向應力在8 MPa以下，低于原巖應力，且隨著計算時步的增加，變化不大。

圖7　煤幫中切向應力變化曲線圖

從數值模擬分析可以看出，巷道開挖之后在巷道的圍巖中存在著應力降低區和高應力集中區。當應力集中區的巖石超過其強度極限時，巖石發生破碎，圍巖產生裂隙和變形。

根據巷道周圍的應力降低區和應力集中區大小和范圍，確定相應的支護形式和支護參數，以加強圍巖的結構強度，使圍巖內部應力均勻分布，形成圍巖整體，限制圍巖變形。

4　支護形式設計

4.1無地質構造區域巷道掘進支護形式

基于無構造區域的巷道應力集中強度、底抽巷抽放瓦斯能力、9號煤層賦存狀況以及9號煤層回采需要，確定無地質構造區域巷道為矩形巷道：寬×高=4 m×3 m.通過數值模擬分析可知，巷道上方1～1.5 m存在切向應力降低區，因此，在頂板支護中錨桿錨固端應布置在切向應力降低區以外，阻止巷道上方頂板發生剪切破壞和層間滑動，避免巷道頂板發生大面積破壞。同時由于巷道上方直接頂為1.6 m厚的細砂巖，厚度較小，容易破斷垮落，因此，需要將錨桿錨固端設置在上部頂板當中。巷道煤幫距煤壁1.5 m范圍內是應力降低區，應力降低區煤幫較為破碎，穩定性差，因此，巷道幫部錨桿應將錨固端布置在垂直應力降低區域以外，同時要能夠對1.5 m范圍內應力降低區的煤幫進行加固。

根據應力降低區的范圍和頂板巖層情況確定無地質構造區域的巷道加固按照圖8所示進行。頂錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，間距850 mm，在鋼帶眼里打注5根錨桿，縱間距1 m.幫錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網、280×300 W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，按照距頂300 mm，間距900 mm，打注3根錨桿，縱間距1 m，并鋪設2 400 mm×2 400 mm的菱形金屬網。在安裝過程中幫部錨桿配套使用1根MSK2380樹脂錨固劑，頂錨桿配套使用1根MSCK2360和1根MSK2380樹脂錨固劑。根據測試該種形式下的錨桿的初錨力大于50 kN.

圖8　無地質構造區巷道初期支護示意圖

4.2構造區域巷道掘進支護形式

根據鄰近工作面掘進和回采過程中的礦壓監測數據，構造區域附近巷道掘進和回采過程中應力集中程度較強，特別是巷道的角頂經常性的出現大變形而垮落，采用矩形巷道錨網支護方式巷道變形破壞嚴重。梯形棚式巷道在地質構造區域應用的主要優點是能夠通過增大梯形棚的岔角來降低巷道頂角和幫部的應力集中程度，從而有效降低巷道在構造區域的變形量，保證巷道初期穩定。

在地質構造區域68306底抽巷斷面設計為梯形，采用棚錨聯合支護方式，根據數值模擬結果確定錨桿的布置參數，具體的巷道支護形式見圖9.巷道斷面上寬3.5 m，下寬4.5 m，高度3 m. 棚距為0.9 m，架棚支護采用梁長3.8 m(凈口3.5 m)，棚腿長3.2 m，采用盤五勾六支護，棚距0.9 m. 頂錨采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，間距850 mm. 幫部錨桿向上傾斜安裝，傾角為10°，采用MSGLW335/22×2 000螺紋鋼錨桿配合鋼筋網、280×300W型鋼帶托片、150 mm×150 mm×14 mm方鐵片、M22加厚扭矩螺母，按照矩形布置，縱間距為900 mm.施工過程中錨桿的安裝和相關錨固劑的采用和無地質構造區域相同。

圖9　地質構造區巷道初期支護示意圖

4.3后期補強加固

底抽巷完成以后巷道基本穩定。上部8號煤層進行回采，將對下部底抽巷造成影響，使得回采工作前方頂板中出現應力集中。為了保證上部工作面回采期間底抽巷的穩定，使其具有有效的使用斷面，在工作面前方25 m處進行錨索補強加固。由數值模擬結果可知，距離巷道上方6 m范圍內的頂板為垂直應力降低區，6 m向上為原巖應力區，同時巷道上方6 m范圍內的頂板主要是薄層細砂巖和8號煤層，容易受到采動影響而發生破壞性變形，因此，要將錨索端部錨固在上部原巖應力區的堅固頂板中，無地質構造區和地質構造區頂板加固方式見圖10，圖11. 在巷道頂板打注d21.6 mm×8 000 mm錨索，布置方式為5花型，單排縱間距2 m，所有支護的錨索都打注在2條鋼帶中間。在安裝過程中錨索配套使用2根MSCK2360和1根MSK2380樹脂錨固劑。依錨固劑凝固速度的快慢，按先快后慢的順序將錨固劑注入孔中。

圖10　無地質構造區域巷道補強加固斷面圖

圖11　地質構造區域巷道補強加固斷面圖

5　支護效果分析

在底抽巷掘進階段、回采影響階段和變形穩定階

段，對其圍巖變形量進行了監測。在掘進階段底抽巷的頂底板移近量和兩幫的移近量均較小，不影響巷道的正常使用。在回采影響階段無地質構造區域的底抽巷的整體變形量較小，見圖12.地質構造區域巷道與無地質構造區域相比頂底板移近量有一定的增加，但是巷道的整體斷面面積仍然能滿足瓦斯抽放設計要求。在變形穩定階段巷道受采動影響已經結束，變形穩定階段巷道的變形量極小，巷道保持長期穩定。

6　結　論

1) 通過數值模擬分析巷道開挖過程中圍巖中應力變化及分布情況，確定了巷道圍巖中應力降低區和高應力集中區的位置和范圍，從而確定具體支護參數。

2) 根據底抽巷布置區域的地質情況將布置區域分為無地質構造區域和地質構造區域，在無地質構造區域采用矩形巷道，地質構造區域采用梯形棚式巷道。地質構造區域采用梯形棚式巷道降低了地質構造區域巷道圍巖的應力集中程度及巷道的變形量。

3) 在上層煤回采期間，通過對底抽巷采用補強錨索進行超前補強加固，提升巷道的承載能力，有效地減少了回采擾動階段巷道的變形量，保證了巷道的穩定。

4) 工程實踐表明，采用該種方式確定的底抽巷支護形式能夠取得良好的圍巖控制效果，有效地降低巷道的變形量，保證底抽巷的有效使用。

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Partition Supporting Technology of North Three Area No.8 Coal End-located Drainage Roadway in Du’erping Coal Mine

CUI Guangjun

Takes north three area No.8 coal end-located drainage roadway as research object, by using the method of FLAC3D numerical simulation, analyzes the change of surrounding rock stress after the roadway excavation, and determines the range of stress reduction zone and stress concentration area in roadway roof and the side of coal. In the design, end-located drainage is divided into no geological structure area and geological structure area according to the simulation results and geological structure. First stage, the combined support of the rectangular roadway is adopted in the non geological structure area, the anchor net combined support with trapezoidal tunnel is adopted in the geological structure area. In the later stage, the reinforcement of the anchor cable is used to reduce the deformation of the roadway caused by mining disturbance. The practice result shows that it can achieve good control effect of surrounding rock, and ensure the stability of the end-located drainage roadway.

End-located drainage roadway; Surrounding rock stress; Geologic structure area; Non-geologic structure area; Numerical simulation; Strengthen anchor cable; Partition supporting

2016-05-13

崔廣軍(1979—)，男，河南林州人，2010年畢業于中國礦業大學，工程師，主要從事煤礦設計和技術管理工作

(E-mail)1394872201@qq.com

TD353

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1672-0652(2016)06-0008-05