余吾煤業深部破碎圍巖巷道布置與支護技術研究

張 蒙，葛帥帥，吳曉剛，曹 栩，薛凱宏

(運城職業技術學院，山西 運城 044000)

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余吾煤業深部破碎圍巖巷道布置與支護技術研究

張 蒙，葛帥帥，吳曉剛，曹 栩，薛凱宏

(運城職業技術學院，山西 運城 044000)

潞安集團余吾煤業S2206工作面瓦排巷受地質構造及采動影響斷面收斂較大，已不能滿足工作面生產需要。利用理論計算和FLAC3D數值模擬的方法，分析巷道掘進時期和工作面回采時期巷道圍巖應力分布規律和圍巖變形規律，確定瓦排巷沿空巷道段掘進位置和巷道支護方案并進行工業性試驗，得出新瓦斯排放巷沿空掘巷圍巖總體變形量較小，能夠滿足工作面生產需要，表明沿空巷道圍巖控制效果良好，煤巖寬度與支護參數是合理的。

深部破碎圍巖；瓦斯排放巷；圍巖變形量；數值模擬；支護

1 試驗巷道生產地質條件

潞安集團余吾煤業現階段主采煤層為3#煤層，煤層埋深525 m，煤質較松軟，直接頂和直接底均為砂質泥巖。余吾煤業生產礦井屬高瓦斯礦井，S2205工作面進風巷繼續作為S2206的瓦斯排放巷使用，但巷道上方存在斷層構造，在上工作面回采工程中，巷道3#橫貫與4#橫貫之間圍巖嚴重變形，不能滿足下工作面瓦排巷斷面使用要求。為了恢復瓦排巷通風功能，保證礦井正常生產，設計先充填S2206瓦排巷變形嚴重段，再在上工作面采空區側進行掘巷，掘進平巷與原瓦排巷道連接，另一側與4#橫貫連通。S2206工作面瓦排巷沿空巷道布置圖見圖1.

圖1 S2206工作面瓦排巷沿空巷道布置圖

2 煤柱內沿空掘巷覆巖結構分析

2.1 上覆巖體穩定性分析

從上工作面綜放回采至沿空巷道頂板穩定，上覆煤巖體結構經歷過程如下：

1) 上區段工作面回采后，靠近巷道側未放出的頂煤及巷道上方的頂煤受采動影響，破碎程度嚴重，再加上自重及支承壓力作用，首先垮落。

2) 隨著上區段工作面端頭巷道處頂煤的垮落，直接頂巖層發生不同程度的垮落下沉，并因與其上部基本頂巖層變形速度不同而產生離層。由于上區段工作面中部和兩端的煤層采出程度相差很大，因此直接頂垮落下沉的形式也不相同。工作面中部煤層采出程度較大，其上部直接頂垮落充分；工作面兩端受垮落頂煤的影響，其上部直接頂破碎但整體發生回轉下沉。

3) 由于直接頂垮落程度不同，其上部基本頂垮落形式也不相同，位于采空區中間位置的充分垮落下沉，在端頭位置的基本頂則在煤體側上方發生斷裂并以斷裂位置為支點回轉下沉，基本頂多個塊體相互鉸接形成穩定的結構。

4) 基本頂垮落后，其上部的荷載巖層也隨之產生下沉和離層，直至上部關鍵層位置。

在本工作面向前推進過程中，上覆巖層運動規律與上工作面回采時基本相同，基本頂下部煤巖體垮落程度不同，基本頂整體下沉或者回轉彎曲下沉，回轉位置的支點是斷裂位置。當煤柱寬度較小時，基本頂豎向位移呈“Λ”形分布；煤柱寬度較大時，呈“M”形分布，這說明兩側采空的區段煤柱上方存在一個“尖頂形”或者“平頂形”結構，其巖層結構和應力分布特點見圖2. 當基本頂為平頂型結構時，煤柱內垂直應力呈“馬鞍形”分布，基本頂為尖頂型結構時，煤柱內垂直應力呈“單峰形”分布。

圖2 基本頂斷裂結構形態示意圖

結合S2206工作面實際生產地質條件，其區段煤柱寬度為60 m，基本頂沿側向斷裂跨度計算可知為13 m，因此工作面回采后煤柱上方基本頂會形成平頂形結構，煤柱內垂直應力呈“馬鞍形”分布。

2.2 基本頂結構的穩定性分析

隨著上工作面采空區頂板的垮落，基本頂各破斷塊體相互鉸接并發生整體下沉或回轉下沉，形成穩定的基本頂結構稱為三角塊結構。受采空區側向支承壓力影響，采空區側煤體中會出現應力集中現象，而應力的峰值一般在基本頂斷裂位置，在這之前有一段應力降低的區域，合理的沿空巷道布置應該在應力降低區內進行沿空掘巷，因此可以認為基本頂三角塊結構是窄煤柱沿空掘巷的上部邊界。在基本頂三角塊形成后，該結構還會受到沿空巷道掘進影響和本工作面回采的采動影響，在這些過程中三角塊結構的力學環境會發生很大變化，它的穩定狀態也會發生改變，并發生二次破斷和下沉。三角塊結構穩定狀態的變化會改變沿空巷道圍巖的受力狀況，從而影響沿空巷道圍巖的變形情況。

S2206工作面瓦排巷在S2205工作面回采穩定、上覆巖層結構形成后掘巷，巷道不經受巖層初次破斷時的劇烈運動，但S2206工作面回采產生的超前支承壓力的側向支承壓力對沿空巷道基本頂結構受力狀況影響劇烈。而且在S2206工作面瓦排巷掘進的煤柱內煤體先后受工作面順槽掘進和工作面回采影響，煤體內塑性破壞區域增大，裂隙較為發育，基本頂結構的運動狀態對瓦排巷圍巖變形影響很大。

3 窄煤柱合理寬度的力學計算

根據沿空掘巷窄煤柱留設原則，為提高煤炭資源的回采率，沿空掘巷護巷煤柱寬度應盡可能小一些；同時要保證巷道支護錨桿錨固在煤柱穩定區域內，否則會造成錨桿錨固力減小，巷道圍巖變形嚴重。根據相關理論及試驗研究，合理煤柱寬度的組成應包括3部分，見圖3.

圖3 合理煤柱寬度計算圖

計算公式為：

B=x1+x2+x3

式中：

x1—上區段工作面采動產生的非彈性區寬度，m；

x2—巷道窄煤柱幫錨桿有效長度，m；

x3—考慮煤層厚度而增加的煤柱寬度，m.

根據極限平衡理論確定極限平衡區寬度，上區段工作面采動產生的非彈性區寬度x1計算公式為：

式中：

m—煤層采高，m，取3.2 m；

A—側壓系數，取0.39；

α—煤層傾角，(°)，取0；

φ0—煤層內摩擦角，(°)，取20；

C0—煤層界面的黏聚力，MPa，取4；

k—應力集中系數，取2.4；

γ—巖層平均容重，t/m3，取2.5；

H—巷道埋深，m，取400；

px—上區段支架對巷道煤幫的支護阻力，kN/m，取0.

根據余吾煤業S2206試驗巷道地質條件，代入各參數，得：上區段非彈性區寬度x1=4.8 m.

x2為窄煤柱側巷道幫部支護錨桿的長度，S2205工作面巷道幫部錨桿長度為2.4 m，因此暫取x2為2.4 m；x3為考慮增加煤柱穩定性附加的富余系數，其大小為0.1(x1+x2).因此，根據煤柱寬度計算公式得B=7.92 m.

4 瓦排巷沿空巷道段錨桿支護參數確定

針對余吾煤業公司S2206工作面煤柱內沿空掘瓦排巷的特殊地質條件，設計合理的錨桿支護方案。現提出幾種可行性支護方案，見表1.

表1 錨桿支護參數比較方案表

確定S2206工作面瓦排巷留設8 m護巷煤柱的情況下，模擬各支護方案對巷道圍巖變形的控制情況，分析確定合理的錨桿支護參數，模擬結果見圖4～9.

圖4 不同錨桿直徑對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

圖5 頂錨桿長度對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

圖6 幫錨桿長度對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

圖7 不同錨桿排距對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

圖8 不同錨桿布置方式對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

圖9 不同錨索布置對巷道圍巖變形影響的曲線示意圖

通過各支護方案圍巖控制效果的對比分析，確定錨桿直徑為22 mm，頂板錨桿長度為2 400 mm，幫錨桿長度為2 400 mm，幫錨桿間排距為700 mm×800 mm，頂板錨桿間排距為700 mm×800 mm，錨索間排距為1 000 mm×800 mm.

5 工程實踐

根據以上研究成果，在余吾煤業S2205工作面煤壁側8 m位置沿煤層頂板重新掘進S2206工作面瓦排巷破碎段，并掘進連通原瓦排巷的平巷。將支護參數應用到沿空巷道段圍巖支護，其錨桿、錨索支護參數見圖10，頂板先鋪金屬網，其規格為4 000 mm×880 mm，及10#鐵絲網規格為40 mm×40 mm，再加鋼筋網。錨桿支護采用高強讓壓錨桿進行支護，錨桿尺寸為d22 mm×2 400 mm，頂板每排打設6根錨桿。兩幫先鋪設金屬網3 300 mm×880 mm，及10#鐵絲網規格40 mm×40 mm. 幫部采用高強讓壓錨桿支護，錨桿尺寸為d22 mm×2 400 mm，幫部每排打設5根錨桿。錨桿錨固采用全長錨固方式，所用的樹脂藥卷為K2350和M2350各一支。

圖10 沿空巷道段錨桿錨索布置圖

通過現場觀測巷道掘進期間頂底板相對移近量最終達到423 mm，兩幫相對移近量達到346 mm；巷道回采期間頂底板相對移近量達到720 mm，兩幫相對移近量達到526 mm，回采期間工作面前方10 m巷道控制效果見圖11. 觀測結果表明，沿空巷道圍巖控制效果良好，煤柱寬度及支護參數方案是合理的。

圖11 回采期間工作面前方10 m巷道控制效果圖

6 結 論

1) 沿空巷道上方的覆巖結構形成以后，還會受到巷道掘進擾動影響以及本工作面回采過程中的強采動影響，該結構會發生進一步的破斷以及旋轉下沉，這是造成該類巷道圍巖變形較大的主要原因之一。

2) 通過窄煤柱合理寬度的理論計算確定掘進瓦排巷位置，使巷道位于應力較低的環境中，有利于巷道維護。

3) 新瓦排巷沿空掘巷圍巖總體變形量較小，能夠滿足工作面生產需求，表明沿空巷道圍巖控制效果良好，煤柱寬度及支護參數是合理的。

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[4] 柏建彪.沿空掘巷圍巖控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2006：27-28.

[5] 朱若軍,鄭希紅,徐乃忠.深井沿空掘巷小煤柱合理寬度留設數值模擬研究[J].地下空間與工程學報,2011(2):300-305.

[6] 李學華.綜放沿空掘巷圍巖大小結構穩定性的研究[D].徐州：中國礦業大學，2000.

Research on Roadway Arrangement and Support Technology of Deep Broken Surrounding Rock in Yuwu Coal Mine

ZHANG Meng, GE Shuaishuai, WU Xiaogang, CAO Xu, XUE Kaihong

Due to contraction caused by the influence of the geological structure and the mining activity, the roadway for ventilation in the No.S2206 working face of Yuwu Coal coal mine in Lu'an Group can not meet the production needs. Based on the theoretical calculation and FLAC3D numerical simulation, the stress distribution rule of the surrounding rock and the deformation rule of the surrounding rock are analyzed, and the excavation position and roadway support scheme along the roadway are analyzed, and the industrial test conducted. The results show that the control effect of the surrounding rock is good, and the coal and rock width and support parameters are reasonable.

Deep broken rock; Gas discharge roadway; Surrounding rock deformation; Numerical simulation; Support

2017-01-03

山西省教育科學“十二五”規劃課題《高校采礦工程專業畢業設計差異化培養體系建設及其輔助軟件研發》(GH-15116)；運城職業技術學院2016年院級科學研究項目《煤礦井下受限空間無線信號傳輸特性研究》(KY2016-22)

張 蒙(1989—)，男，山東濟寧人，2014年畢業于中國礦業大學，碩士研究生，助教，主要從事巷道圍巖控制技術的研究

(E-mail)mzhang_cumt@163.com

TD353

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1672-0652(2017)03-0020-05