弱膠結地層全煤巷道斷面優化及支護技術

李永亮 雷尹嘉 趙 勇 肖成龍

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083；2. 中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083)

★ 煤炭科技·開拓與開采 ★

弱膠結地層全煤巷道斷面優化及支護技術

李永亮1雷尹嘉2趙 勇2肖成龍2

(1.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京市海淀區，100083；2. 中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083)

為了解決弱膠結地層特厚煤層回采巷道支護難題，以魯新煤礦31101工作面軌道巷為工程背景，在巖石力學試驗和圍巖特性測試的基礎上，研究了不同矢跨比巷道變形破壞特征，得出回采巷道合理的矢跨比為0.2；根據全煤巷道不同區域圍巖承載特性，將其劃分為非穩定層、亞穩定層和穩定層，提出了以“主控非穩定層、抑制亞穩定層擴展、調動穩定層承載”為核心的錨網索聯合支護方案，現場監測表明該支護方案實現了對弱膠結地層全煤巷道的穩定性控制。

弱膠結地層 全煤巷道 斷面優化 圍巖控制 支護技術

在弱膠結地層中布置巷道，圍巖自穩時間短，非線性大變形和流變特征顯著，支護結構難以與圍巖大變形相適應，圍巖破壞損傷范圍大，巷道返修率高且易引發安全事故。我國學者針對深井軟巖巷道支護問題進行了深入的探索，并取得了豐富的成果，但是針對西部礦區典型弱膠結地層的巷道布置及支護問題研究相對較少，而保證巷道的穩定與暢通是實現礦井安全高效生產的基本保障，急需對相應的巷道支護理論及支護技術進行深入研究。魯新礦區含煤巖系為晚侏羅早白堊系，成煤年代較晚，加之特殊的成巖環境和沉積過程，地層膠結程度差，強度較低，巷道圍巖控制問題較為突出。本文以魯新煤礦31101工作面軌道巷為工程背景，對巷道斷面進行優化，并提出合理的支護方案，以便為同類型條件下巷道圍巖控制提供借鑒和參考。

1 工程背景

1.1 工程概況

魯新煤礦位于錫林郭勒盟烏拉蓋管理區，目前主采11#煤層，煤層傾角一般小于10°，煤層平均厚度為11.6 m，煤質松軟，裂隙發育。煤層頂板為18.3 m厚的深灰色泥巖和粉砂巖互層，海綿狀富含裂隙水；底板為3.5 m厚的深灰色粉砂巖，頂底板巖層強度低，遇水易軟化、膨脹，風化、崩解嚴重。31101工作面為該礦井的首采工作面，埋深約為240 m，采用一次采全高綜放開采?；夭上锏榔鸪鯙檠氐装宀贾玫木匦蜗锏?，巷道寬度為5000 mm，高度為4000 mm，掘進過程中巷道底鼓強烈，頂幫煤體變形破壞嚴重，后期返修率高。為了保證回采巷道在服務期間的穩定，需對現有的巷道斷面形狀和支護方式進行優化。

1.2 巖石力學試驗及圍巖特性

在31101工作面軌道巷內鉆孔取芯，加工成標準試件后進行巖石力學試驗，得到圍巖物理力學參數見表1。采用D/MAX2500型X射線衍射儀對巷道頂底板巖樣黏土礦物含量進行分析。分析結果顯示，泥巖黏土礦物含量為65.8%，粉砂巖為54.6%，黏土礦物成分主要是高嶺石和伊利石/蒙皂石混層，該類圍巖遇水后易軟化、崩解，巷道圍巖自穩能力差。

表1 煤巖力學參數

2 全煤巷道斷面優化

弱膠結地層工作面回采巷道沿頂板布置時，易離層垮冒，且對于放頂煤工作面會損失大量的三角煤；沿底板布置時，底鼓強烈。以上兩種布置方式均使巷道返修率大大增加，易造成安全事故，影響礦井的安全高效生產。根據工作面煤層頂底板圍巖力學特性均低于煤層的特點，為了避免巷道圍巖的大范圍破壞，宜將其布置在煤層中部，成為全煤巷道，最大限度地降低軟弱頂底板的影響。

合理的巷道斷面形狀有利于改善圍巖受力環境，避免局部應力集中，最大限度地發揮圍巖的自身承載能力，從而減小支護的難度。在優化巷道斷面的同時還應考慮巷道斷面利用率，以及施工的難易程度，保證合理的巷道掘進速度，避免礦井采掘失衡。以31101工作面軌道巷為工程背景，采用FLAC3D數值模擬軟件模擬全煤巷道不同斷面形狀時，圍巖塑性區范圍、變形特征以及應力分布規律，通過對比分析進而選擇合理的斷面形狀。模型的尺寸為50 m×10 m×50 m，采用Mohr-Coulomb準則，圍巖力學參數以巖石力學試驗結果為基礎，進行一定的折減。

2.1 不同斷面形狀巷道圍巖變形特征

為了優化全煤巷道斷面形狀，分別模擬了矢跨比(巷道拱高與巷道寬度的比值)分別為0.0、0.1、0.2、0.3、0.4和0.5時巷道圍巖塑性區范圍、變形特征和應力分布規律。為了監測巷道圍巖變形情況，分別在垂直于巷道頂板中部和巷幫中部布置一條20 m的測線，每隔0.5 m布置一個測點，同時用巷幫測線監測垂直應力。數值模擬結果如圖1和圖2所示。

由圖1可知，巷道斷面從矩形逐漸變化到半圓拱斷面，巷道圍巖塑性區范圍逐漸減小，頂幫塑性區和底板塑性區連通程度逐漸減弱，可在一定程度上避免圍巖斷面的整體收斂閉合。由圖2(a)和圖2(b)可知，同一矢跨比下巷道頂板下沉量和幫部移近量均是隨著距離巷道表面位移的增加逐漸減??；隨著矢跨比增加，巷道同一位置的變形量逐漸減小，但減小的程度不同。圖2(c)中不同矢跨比時巷幫垂直應力峰值與應力集中系數與該規律相同。而回采巷道一般服務年限相對較短，矢跨比大幅增加后巷道掘進難度加大，且給工作面超前支護增加困難，與提高的巷道變形控制效果不匹配。不同矢跨比巷道最大位移量如圖3所示。由圖3可知，在矢跨比從0增加到0.2的過程中，圍巖變形的控制效果較明顯，而矢跨比達到0.2以后，再增加巷道矢跨比，圍巖變形量減小不顯著。綜合以上分析，優化后的31101工作面軌道巷斷面矢跨比為0.2。

圖1 不同矢跨比巷道圍巖塑性區示意圖

圖2 不同矢跨比巷道圍巖變形及巷幫垂直應力變化

圖3 不同矢跨比巷道最大變形量

2.2 側壓系數對巷道穩定性的影響

為了研究側壓系數對矢跨比為0.2的全煤巷道穩定性的影響，保持埋深240 m不變，模擬側壓系數分別為0.6、0.8、1.0、1.2和1.4時巷道圍巖塑性區范圍、變形特征和應力分布規律，測線布置方式不變。數值模擬結果如圖4和圖5所示。

由圖4可知，巷道圍巖塑性區隨著側壓系數的增加，塑性區分布形態由“扁平”式向“瘦高”式發展，頂底板破壞范圍逐漸增大，兩幫破壞范圍逐漸減小。由圖5(a)可知，頂板內部0～2 m范圍內位移隨著側壓系數的增加逐漸增大；頂板內部大于2 m后，位移隨著側壓系數的增加而減小，這主要是由于側壓系數增加，對于受采掘擾動較小的深部圍巖來講，相當于使其圍壓增加，抵抗變形的能力較強。由圖5(b)和(c)可知，兩幫位移隨著側壓系數的增加逐漸增大；兩幫垂直應力峰值隨著側壓系數的增大逐漸減小且由遠離煤幫側向巷道靠近。這說明，隨著側壓系數的增加，巷道頂板易離層失穩，底鼓問題更加突出。

圖4 不同側壓系數巷道圍巖塑性區示意圖

圖5 不同側壓系數巷道圍巖變形及巷幫垂直應力變化

2.3 埋深對巷道穩定性的影響

為了進一步研究埋深對矢跨比為0.2的全煤巷道穩定性的影響，保持側壓系數1.2不變，模擬埋深分別為200 m、250 m、300 m、350 m和400 m時巷道圍巖塑性區范圍、變形特征和應力分布規律，測線布置方式不變。數值模擬結果如圖6和圖7所示。

圖6 不同埋深巷道圍巖塑性區示意圖

圖7 不同埋深巷道圍巖變形及巷幫垂直應力變化

由圖6和圖7可知，隨著埋深的增加，巷道圍巖塑性區范圍逐漸增加，圍巖變形量逐漸增大；兩幫垂直應力峰值隨著埋深的增加逐漸增大，應力峰值逐漸遠離巷道，向深部轉移。這說明，埋深增大時巷道圍巖大范圍的損傷破壞已不可避免，而如何發揮和提高松動破壞圍巖的承載能力，充分調動深部穩定圍巖承載，保證其服務期間的穩定性是弱膠結地層全煤巷道圍巖控制的關鍵。

3 全煤巷道支護技術

3.1 圍巖控制原理

根據巷道圍巖破壞情況可將其劃分為破碎區、裂隙區、完整區。破碎區圍巖屬于峰后巖體，主要依靠巖塊間的彼此擠壓承載，當支護不及時或者受到采掘擾動的影響，極易失穩，屬于非穩定層。裂隙區圍巖主要為峰前屈服巖體，次生裂隙發育，圍巖承載能力高于破碎區巖體，屬于亞穩定層。深部完整區巖體處于彈性狀態，以穩定結構的形式而存在，圍巖承載能力高，屬于穩定層。圍巖不同的分區對應不同的承載能力和穩定程度如圖8所示。為了實現對弱膠結地層全煤巷道的穩定性控制，必須形成以“主控非穩定層、抑制亞穩定層擴展、調動穩定層承載”為核心的聯合支護方案，最大限度地保證圍巖的連續性和完整性。

圖8 巷道圍巖結構

錨桿不同間距(預緊力恒定為70 kN)和不同預緊力(間距恒定為0.7 m)時，在圍巖中形成的支護應力場分別如圖9和圖10所示。由圖9可知，隨著錨桿間距的增加，預應力疊加程度逐漸減弱，由群體“組合拱”效應向個體轉化，對淺部破壞損傷巖體的控制作用大大降低。由圖10可知，隨著錨桿預緊力增加，預應力疊加范圍和程度逐漸增大，群體“組合拱”效應逐漸增大，形成的預應力承載結構抵抗圍巖變形能力逐漸增強。錨索具有類似的特性，且錨索可錨固到深部穩定圍巖中施加較大的預應力，與錨桿預應力承載結構相互疊加形成連續的雙層承壓拱結構。全煤巷道掘出后，應及時打設錨桿和錨索，保證較高的預緊力，提高支護系統的初期強度和剛度，抑制錨固區圍巖滑移、擴容，減小圍巖強度的降低，使非穩定層、亞穩定層、穩定層彼此相連，強化對非穩定層的控制，亞穩定層受到擠壓，同時充分調動穩定層的高承載能力，從而保證全煤巷道在服務期間的穩定。

圖9 不同錨桿間距形成的支護應力場

圖10 錨桿不同預緊力形成的支護應力場

3.2 支護方案及現場監測

3.2.1 支護方案

基于以上分析，結合數值模擬相關結果，31101工作面軌道巷布置在煤層中部，優化后的支護斷面和采用的支護方案如圖11所示。

圖11 支護方案示意圖

具體支護參數如下：

(1)頂板支護。采用錨網索支護，共布置8根錨桿，3根錨索。錨桿為?20 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為700 m×900 mm，配W型鋼帶和鋼筋網支護，每根錨桿配2個Z2835樹脂藥卷，加長錨固，錨桿設計預緊力不低于70 kN。錨索采用?17.8 mm×6300 mm的預應力鋼絞線，間排距為1400 m×1800 m，錨固長度不低于1500 mm，設計預緊力不低于150 kN；

(2)兩幫支護。采用錨桿支護，每幫布置4根?20 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為900 mm，配W型鋼帶和鋼筋網支護，每根錨桿配2個Z2835樹脂藥卷，加長錨固，設計預緊力不低于70 kN。其中頂角錨桿與水平方向成20°，底角錨桿與水平方向成30°。

3.2.2 現場監測

為了測試新支護方案對圍巖的控制效果，對試驗段巷道進行為期90 d的礦壓監測。由監測結果可知巷道頂底板最大移近量 為92mm，兩幫最大移近量為85mm，監測末期圍巖變形速率小于1mm/d；錨桿錨索受力均在合理范圍內，巷道圍巖穩定程度較高未見異常變形。綜合以上分析可知，全煤巷道斷面優化后，采用新的支護方案實現了對弱膠結地層全煤巷道的有效控制。

4 結論

(1)魯新礦區弱膠結地層結構松散，層理發育，膠結程度差，煤體強度優于頂底板，回采巷道宜布置在特厚煤層中部，斷面優化后的巷道矢跨比為0.2；隨著側壓系數和埋深的增加巷道變形更加顯著。

(2)錨桿(索)間排距的減小和預應力的提高，有利于其在巷道周圍形成連續可靠的預應力承載結構；以“主控非穩定層、抑制亞穩定層擴展、調動穩定層承載”為核心的錨網索聯合支護方案實現了對弱膠結地層全煤巷道變形的有效控制。

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(責任編輯 陶 賽)

Optimization and support technology for coal roadway cross-section in weak cemented stratum

Li Yongliang1, Lei Yinjia2, Zhao Yong2, Xiao Chenglong2

(1. School of Resources & Safety Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing, Haidian, Beijing 100083, China;2.School of Mechanics and Architecture Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing, Haidian, Beijing100083, China)

In order to solve the supporting problem at mining roadway in thick coal seam and weak cemented stratum, based on the engineering background of No. 31101 working face in Luxin Coal Mine and the test of surrounding rock characteristics, the deformation and failure characteristics of roadway with different rise-span ratio were studied. It was concluded that the reasonable rise-span ratio was 0.2. According to the bearing characteristic of surrounding rock, the relative areas could be divided into unstable, metastable and stable layer. A combined support plan was proposed, which was based on the principle of "controlling the unstable layer, restraining the expansion of the metastable layer, and mobilizing the bearing of the stable layer". The monitoring results showed that the support plan could achieve the stability control of coal roadway in weak cemented stratum.

weak cemented stratum, coal roadway, cross-section optimization, surrounding rock control, support technology

國家自然科學基金(51134025)

李永亮，雷尹嘉，趙勇等. 弱膠結地層全煤巷道斷面優化及支護技術[J] . 中國煤炭，2017，43(2)：33-37，43. Li Yongliang, Lei Yinjia, Zhao Yong, et al. Optimization and support technology of coal roadway cross-section in weak cemented stratum [J]. China Coal，2017，43(2)：33-37，43.

TD353

A

李永亮(1987-)，男，河南商丘人，博士研究生，從事巷道圍巖控制方面的研究。