大斷面松軟煤幫巷道穩定性分析及控制研究

肖成龍 趙 勇 朱 曄 史國利

(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 ★

大斷面松軟煤幫巷道穩定性分析及控制研究

肖成龍 趙 勇 朱 曄 史國利

(中國礦業大學(北京)力學與建筑工程學院，北京市海淀區，100083)

為了研究大斷面高幫巷道的破壞機理，并有效保證大斷面高幫巷道的整體穩定，以趙莊煤礦53101巷道為工程背景，使用FLAC3D數值模擬軟件，對不同埋深和側壓系數情況下巷道頂板、兩幫的垂直應力以及巷道圍巖塑性區分布情況進行研究。針對53101巷道斷面大、煤幫松軟的特點，結合數值模擬得出的分析規律，提出巷道頂板全錨索支護、兩幫錨網索支護的支護方案。支護后的現場監測數據表明，該支護方案有效地控制了巷道的片幫和冒頂破壞，對巷道的整體穩定起到了良好的控制作用。

松軟煤幫 大斷面巷道 埋深 側壓系數

隨著我國煤炭開采強度和規模的日益增大，掘進大斷面巷道成為煤礦行業發展的必然趨勢。由于大斷面巷道受力情況更加復雜，容易出現冒頂、片幫、底鼓，巷道整體穩定性得不到保證，甚至引發安全事故。矩形巷道在煤礦中使用較為廣泛，但是在工程地質條件較差的情況下，圍巖受力較為復雜，導致巷道圍巖劇烈變形，支護結構難以與圍巖的大變形相匹配，不利于巷道的穩定。本文以趙莊煤礦53101平巷為工程背景，利用FLAC3D數值軟件對不同埋深和側壓系數情況下巷道圍巖應力分布以及塑性區范圍進行模擬研究，并結合現場地質情況提出合理的支護方案，保證巷道的長期整體穩定及煤礦安全生產。

1 工程背景

5310大采高綜采工作面主采3#煤，埋深600 m，工作面傾斜長度270 m，走向長度885 m，平均采高4.75 m。工作面煤層傾角為5°左右。煤層頂板為7.95 m厚的灰黑色泥巖和粉砂巖互層，含大量植物化石，參差狀斷口堅硬，具滑面；底板為7.56 m厚的灰黑色泥巖。53101平巷為工作面軌道平巷，在煤層中掘進，寬度為5.0 m，高度為4.5 m。巷道頂板節理、裂隙發育，煤幫松軟、穩定性差，在巷道服務期間冒頂事故頻發、煤壁極易片幫。為了保證回采巷道的穩定，急需對現有巷道的支護方式進行優化。

2 數值模擬模型與參數選擇

根據53101巷工程地質條件建立數值模型，模型尺寸(長×寬×高)為35 m×1 m×34.5 m。模型邊界條件如下：模型的左右邊界上施加水平方向的位移約束，固定模型底部，模型的上表面為自由邊界，在模型上表面和左右邊界施加相應的地應力。數值模擬計算采用莫爾-庫倫破壞準則來分析巷道開挖后不同埋深、側壓系數對圍巖應力及塑性區分布的影響規律，數值模型中的圍巖力學參數以巖石力學試驗結果為基礎，并進行一定程度的折減，具體情況見表1。

表1 圍巖力學參數

3 數值模擬結果與分析

3.1 側壓系數對巷道穩定性的影響

為了分析不同側壓系數對巷道頂板及兩幫應力和塑性區分布的影響，取巷道埋深為600 m，分別模擬側壓系數為0.6、0.8、1.0、1.2、1.4和1.6時巷道頂板及兩幫的垂直應力分布，為監測巷道開挖后圍巖應力的分布情況，分別在垂直于巷道頂板中部和兩幫中部布置一條10 m的測線，每隔0.5 m 布置一個測點。塑性區和應力分布情況分別如圖1和圖2所示。

圖1 不同側壓系數時巷道塑性區范圍

由圖1可知，當側壓系數較小時，巷道頂底板塑性區分布范圍較小，集中于巷道頂底板表面，塑性區主要集中在兩幫；隨著側壓系數的增大，兩幫中部的塑性區寬度逐漸減小，塑性區逐漸向頂底板發展，且高度逐漸增高，范圍逐漸增大，靠近頂底板及兩幫較近處的破壞形式由側壓系數較小時的拉伸破壞逐漸變為拉剪破壞。

圖2 不同側壓系數頂板和巷幫垂直應力分布

由圖2(a)可知，側壓系數的不斷增大對距兩幫2.5～5.5 m范圍的垂直應力影響較大，其他范圍垂直應力分布基本相同。隨著側壓系數的增大，巷道兩幫最大垂直應力逐漸減小，且垂直應力峰值逐漸遠離巷道兩幫，側壓系數為0.6時的應力集中系數等于側壓系數為1.6時的1.2倍，說明側壓系數較小時，巷道兩幫附近應力集中現象更加嚴重，更容易造成巷道片幫。隨著垂直應力向圍巖深部發展，垂直應力逐漸減小，最終趨于原巖應力。由圖2(b)可知，頂板上方1.5 m范圍內，不同側壓系數條件下垂直應力分布基本相同。隨著側壓系數的增大，巷道頂板的垂直應力不斷增大，隨著垂直應力向圍巖深部不斷發展，最終都逐漸趨于原巖應力。

3.2 巷道埋深對巷道穩定性的影響

為了分析不同巷道埋深對巷道頂板及兩幫應力和塑性區分布的影響，取側壓系數為1.2，分別模擬埋深為200 m、400 m、600 m和800 m時巷道頂板和兩幫的垂直應力分布。為監測巷道開挖后圍巖應力的分布情況，分別在垂直于巷道頂板中部和兩幫中部布置一條10 m的測線，每隔0.5 m布置一個測點。塑性區和應力分布情況分別如圖3和圖4所示。

圖3 不同埋深時巷道塑性區范圍

由圖3可知，側壓系數相同時，隨著埋深的不斷增加，作用在巷道的水平、垂直應力不斷增加，巷道頂底板及兩幫塑性區的面積不斷增加，破壞情況更加嚴重，靠近頂底板及兩幫較近處的破壞形式由埋深較小時的拉伸破壞逐漸變為拉剪破壞，隨著埋深的增大，巷道周邊拉剪破壞的范圍不斷增大，對巷道的整體穩定更加不利。由圖4(a)可知，不同埋深的垂直應力在距巷道兩幫2.5 m范圍內分布基本相同；在2.5 m范圍外，隨著埋深的增大，巷道兩幫垂直應力不斷增大，埋深800 m時的垂直應力峰值等于埋深200 m時的4.33倍，且應力集中系數為200 m時的1.17倍，垂直應力峰值隨埋深增大逐漸遠離巷道兩幫，說明埋深較大時，巷道兩幫附近應力集中現象更加嚴重，兩幫的塑性區范圍隨埋深增加而增大，更不利于巷道的支護。垂直應力增加到峰值后緩慢減小，隨著垂直應力向圍巖深部發展，最終逐漸趨于原巖應力。由圖4(b)可知，不同埋深的垂直應力在巷道頂板上方1.5 m范圍內分布基本相同，1.5 m范圍外，隨著埋深的增大，巷道頂板垂直應力不斷增大，埋深800 m時在距巷道頂板10 m處的水平應力增大為200 m時的3.81倍。

圖4 不同埋深頂板、巷幫垂直應力分布

4 巷道支護優化

4.1 圍巖控制原理

巷道開挖后，原有的應力平衡被打破，圍巖應力進行重新分布，巷道周圍的巖體卸荷軟化，承載力降低。在大斷面巷道頂板撓曲下沉的過程中，由于層間剪切作用使各巖層產生滑移錯動，從而引起頂板的離層破壞。為防止頂板發生離層破壞，在頂板采用全錨索支護，通過對錨索施加高預緊力將各個分層緊密結合在一起，并且增加各分層之間的摩擦力，從而有效控制頂板的離層破壞，保證頂板巖梁的連續性。由于在松軟煤層內全高掘進巷道，造成松軟煤幫的破壞范圍增大，使巷道頂板的有效跨度增加，導致頂板有害變形增加，兩幫采用錨網索聯合支護，使煤幫的支護強度得到加強，從而減小煤幫的破壞范圍，為頂板提供持續可靠的支撐，進而保證巷道圍巖的整體穩定性。

4.2 支護方案

基于以上分析，結合數值模擬相關結果，優化后的支護斷面和采用的支護方案如圖5所示。

4.2.1 頂板支護

采用全錨索支護，共布置5根錨索。錨索采用?22 mm×6400 mm的1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線，加長錨固，間排距為1200 mm×1200 mm，兩端錨索距幫部300 mm，尾部采用配套的高強度鎖具。托盤為配套的碟形托盤，規格為300 mm×300 mm×16 mm高強度可調心托盤。樹脂加長錨固，錨固長度為1970 mm，設計預緊力不低于250 kN。

4.2.2 兩幫支護

采用錨網索支護，每幫布置5根錨桿、2根錨索。錨桿為?22 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為1000 mm×1200 mm，上部錨桿距頂板300 mm，下部錨桿距底板400 mm。靠近頂板和底板幫錨桿安設角度與水平線成10°，其余均與巷幫垂直。采用拱型高強度托盤，托盤規格為150 mm×150 mm×10 mm。錨索采用?22 mm×5400 mm的1×19股高強度低松弛預應力鋼絞線，加長錨固，間排距為1200 mm×1200 mm，尾部采用配套的高強度鎖具，托盤為配套的碟形托盤，規格為300 mm×300 mm×16 mm高強度可調心托盤。樹脂加長錨固，錨索錨固長度為1970 mm，設計預緊力不低于150 kN。

4.3 現場監測

為了說明該支護方案對巷道整體穩定的控制效果，對試驗段巷道進行為期100 d的礦壓監測。巷道變形監測曲線如圖6所示。由圖6可知，巷道頂板最大下沉量為76 mm，兩幫最大移近量為98 mm，53101平巷在巷道掘進期間，巷道圍巖變形不大，錨桿、錨索受力基本穩定，個別錨索受掘進動壓影響導致受力變化較大，但是仍在錨索額定承受范圍之內。53101平巷整體穩定性得到有效保證，能夠滿足工作面回采要求。

圖5 支護方案示意圖

5 結論

(1)巷道埋深相同時，隨著側壓系數的增大，兩幫的塑性區寬度逐漸變小，并逐漸向頂底板發展，范圍逐漸變大。側壓系數相同時，隨著埋深的增加，巷道頂底板及兩幫塑性區范圍不斷增大，破壞情況更加嚴重。

(2)巷道埋深相同時，隨著側壓系數的增大，巷道兩幫垂直應力峰值隨側壓系數的增大逐漸減小，并遠離巷道兩幫。巷道頂板垂直應力在一定范圍內隨側壓系數增大而增大。側壓系數相同時，巷道頂板、兩幫的垂直應力隨埋深增大而增大，兩幫垂直應力峰值逐漸遠離兩幫，巷道周邊圍巖的破壞范圍隨埋深增加而不斷加大。

(3)現場監測表明，巷道頂板全錨索支護、兩幫錨網索支護的支護方案能夠有效保證大斷面、松軟煤幫巷道的整體穩定，可為同類型巷道圍巖支護提供一定的參考。

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Researchonstabilityanalysisandcontroloflargesectionsoftcoalroadway

Xiao Chenglong, Zhao Yong, Zhu Ye, Shi Guoli

(School of Mechanics and Architecture Engineering, China University of Mining and Technology, Beijing, Haidian, Beijing 100083, China)

In order to study the damage mechanism of large section roadway and effectively ensure the overall stability of large section roadway, taking Zhaozhuang Mine 53101 roadway as engineering background, using FLAC3D numerical simulation software for vertical stress distribution of roadway roof and two sides and plastic zone of surrounding rock under different depth and lateral stress coefficients. According to the characteristics of 53101 large section and soft coal roadway, combined with the analysis of numerical simulation, proposing full anchor support for roadway roof, cable anchor support for coal sides. In-situ monitoring result showed that the support scheme effectively controlled roadway hanging wall falling and roof damage, and the overall stability of roadway had been controlled favorably.

soft coal wall, large section roadway, buried depth, lateral stress coefficient

TD353

A

國家自然科學基金(51134025)

肖成龍，趙勇，朱曄等. 大斷面松軟煤幫巷道穩定性分析及控制研究 [J]. 中國煤炭，2017，43(11)：51-54,68.

Xiao Chenglong, Zhao Yong, Zhu Ye, et al. Research on stability analysis and control of large section soft coal roadway [J]. China Coal，2017,43(11)：51-54,68.

肖成龍(1994-)，河北涿州人，在讀博士研究生，主要從事巷道圍巖控制方面的研究。

(責任編輯 陶 賽)