采空區上部掘進巷道的支護研究

戴 晨

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采空區上部掘進巷道的支護研究

戴 晨

(安徽理工大學 能源與安全學院，安徽 淮南市 232001)

為了探究采空區上部煤層穩定性及支護參數選取，以孫疃礦8221工作面為研究對象，擬從數值模擬角度出發，運用FLAC3D數值模擬軟件對8221工作面回采巷道進行開挖模擬計算，分析距1023停采線不同位置處的應力變化規律，回采巷道掘進過程圍巖應力場特征，提出不同區域的支護方案，即以架棚支護為主，局部地質條件較好區域采用錨帶網支護；結果表明：優化支護后的8221回采巷道圍巖變形量小，巷道支護效果明顯，架棚為主、局部錨帶網的支護方案可以滿足孫疃礦巷道支護的要求。

上行開采；數值模擬；掘進巷道；分區段支護

巷道掘進期間，下部煤層的開采會導致上下煤層層間破斷，形成砌體梁結構[1]，由此產生上覆巖層的下沉移動變形以及應力的重新分布[2]，在采空區邊界上方區域形成應力增高區和應力降低區[1]。對于布置在應力增高區中的巷道，其圍巖破碎必然導致支護困難[3]。目前針對采空區上方回采巷道圍巖控制理論、綜合技術研究頗為豐富[4?6]，在巷道支護過程中，錨桿仍然是目前控制圍巖變形的重要手段[7]。但礦井地質條件相對復雜，煤礦技術人員對巷道支護設計依靠以往的工程經驗，導致設計缺乏針對性。本文利用FLAC5.0結合理論分析的方法，對8221掘進巷道進行分析研究，提出不同區段的支護方案，并進行監測。

1 8221回采巷道支護研究

1.1 工程概況

8221工作面所在煤層為82煤層，巷道埋深320 m，工作面為82煤層首采面，82煤層屬二疊系下統下石盒子組，工作面為一走向近于南北，向東傾斜的單斜構造，地層傾角10°~20°，平均17°；煤層厚度1.06~3.43 m，平均2.25 m，屬簡單結構煤層；根據10煤層開采的情況，預計該面受構造及原始沉積的影響，局部煤層有增厚或變薄現象；煤層厚度變異性系數為52.7%，可采指數為1，屬不穩定煤層，頂底板巖性情況見圖1。

8221工作面位于1023工作面采空區上方，平均間距為60 m，巷道斷面及支護如圖2所示，頂板錨桿選用5套Φ18 mm×2000 mm高強錨桿，間排距為1000 mm×900 mm。錨索選用Φ17.8 mm×6300 mm，間排距為1600 mm×1800 mm。下幫部采用2套Φ18 mm×2000 mm的高強錨桿，間、排距為1000 mm×900 mm。上幫使用3套Φ18 mm×2000 mm的高強錨桿。初始支護方式在巷道掘進期間兩幫移近量最大為110 mm，頂底板為87 mm，存在一定的優化空間。

圖1 巷道巖層分布特征

圖2 8221巷道初始支護斷面

1.2 8221工作面回采巷道數值模擬研究

擬從數值模擬角度出發，運用FLAC3D數值模擬軟件，對8221工作面回采巷道進行開挖模擬計算，分析距1023停采線不同位置處的應力變化規律，從而對支護參數進行優化。

1.2.1 數值模擬模型的構建

采用FLAC3D數值模擬軟件研究孫疃煤礦82#煤層首采工作面8221回采巷道掘進過程中的巷道圍巖變形、垂直應力和水平應力的分布情況。為更好的研究8221回采巷道掘進過程中受下部上山保護煤柱的影響，在模擬過程中，根據8221回采巷道掘進迎頭距離1023停采線水平距離15 m，0 m，?15 m設置3處監測巷道斷面，見圖3。

1.2.2 數值模擬結果分析

結合圖4各監測斷面垂直應力分布分析可得：

圖3 8221掘進巷道監測斷面

(a) 8221回采巷道距1023停采線水平距離15 m；(b) 8221回采巷道距1023停采線水平距離0 m；(c) 8221回采巷道距1023停采線水平距離?15 m

(1) 8221回采巷道掘進初期，巷道位于1023上山保護煤柱范圍內，受下部采空區和留設煤柱影響較小，而且由于內錯布置方式，掘進巷道應力集中主要出現在巷道靠近保護煤柱側。隨著下部上山保護煤柱的影響不斷顯現，巷道兩幫圍巖首先破壞，兩幫下部圍巖應力較高，推進至距采空區邊界15 m位置時，巷道位于下部采空區邊界支承壓力升高區范圍內，監測斷面應力集中值達到最大，圍巖支承壓力為11.9 MPa，應力集中系數為2.21，此時巷道兩幫幫角高應力明顯，而且頂底板位置應力集中增大，對巷道底板的影響要大于對巷道幫部。底板高應力區范圍擴大，峰值升高，易發生底鼓。

(2) 隨著8221回采巷道不斷推進，巷道逐漸掘進至上山保護煤柱與1023采空區交界區域，巷道圍巖支承壓力峰值降低為9.5 MPa，應力集中系數為1.77，頂底板位置應力集中較小。

(3) 當8221回采巷道掘進至1023采空區上方15 m時，巷道圍巖支承壓力峰值為6.3 MPa，應力集中系數為1.18，巷道兩幫高應力和頂底板位置應力集中有所降低，上山煤柱影響逐漸減少，巷道穩定性主要受下部1023采空區的影響，此后隨著掘進的進行，應力集中系數逐漸趨于穩定。

1.3 巷道支護方案優化

由數值模擬分析可知，8221工作面處于1023工作面采空區上方，回采巷道未掘進前，8#煤層已受1023工作面采動影響，煤巖體出現損傷。在1023工作面停采線上部，應力較為集中，巖層破壞較為明顯。在保護煤柱區域、交界區域及采空區上方區域，應力分布狀態及塑性區分布狀態各異。因此，8221回采巷道的支護方案在不同區域將有所不同。提出8221回采巷道在交界區域即 8221回采巷道距1023停采線水平距離15 m至?15 m范圍內以U型棚支護方案為主，在地質條件較好的區域，采用錨帶網支護。

1.3.1 架棚支護方案

8221回采巷道U29型棚規格：寬×高=4606 mm×3230 mm，U型鋼棚棚距700 mm，頂梁使用半徑2330 mm，弧長4170 mm的U型鋼；兩棚腿使用弧長3342 mm的U型鋼。

1.3.2 錨帶網支護方案

8221工作面回采巷道局部地質條件較好，區域采用錨帶網支護方案。由于巷道兩幫圍巖的普氏系數＜2，根據普式冒落拱理論[8]。

式中：0為壓力拱高度；為巷道寬度；為巷道高度；f為兩幫巖層的內摩擦角；為頂板巖層的普氏系數。由巷道支護設計參數：=4.2 m，=2.6 m，f為24°，為1.7，得出冒落拱高度0=2.2 m，考慮將錨桿穿過冒落拱，所以將原有錨桿長度確定為2.5 m。

錨桿直徑由下式計算：

式中：為錨桿設計錨固力，80 kN/根；T為錨桿屈服強度，400 MPa。錨桿的最佳匹配直徑取20 mm。

間排距由下式計算：

式中：2為巷道頂板巖層破碎帶高度；為安全系數，此處取=1.5；為巖體容重，取26 kN/m3；根據上式得出=0.93 m，考慮現場實際情況，將間排距確定為800 mm×900 mm。

煤巷兩幫受到下部采空區影響，圍巖發生擠壓和張拉，松散破碎，造成兩幫相對移近劇烈，加劇頂板下沉，因此，加固兩幫可提高巷道圍巖整體穩定性[9]。根據巷幫的破壞公式，幫部破壞深度為：

錨桿錨入穩定巖體內0.5 m，加上外露段長度0.2~0.3 m，最終確定幫部錨桿為2.5 m。從數值模擬可以看出，巷道兩幫幫角高應力明顯，而且頂底板位置應力集中增大，由此在兩幫幫角增加與水平面呈15°的錨桿，間距改為900 mm。具體支護方案如圖5所示。

2 巷道支護效果現場觀測

在掘進巷道幫部施工1個幫部鉆孔，在頂板施工2個鉆孔，測站幫部孔6 m深，安裝1.5 m、2.4 m、3.6 m、5 m、6 m共5個不同深度觀測基點，如圖6所示。表面位移觀測采用十字布點法，其測量內容包括巷道兩幫收斂、頂板下沉及底臌等，如圖7所示。

在整個觀測期間，深部位移測站不同深度測點相對孔口的位移量變化范圍如下：1.5 m范圍內最大圍巖位移量為6 mm，1.5~5 m內的圍巖最大位移量為10 mm，5~6 m范圍內最大圍巖位移量為14 mm。距巷道表面1~6 m范圍內的巖層位移量基本保持一致，巖層間沒有出現離層現象。在整個觀測期間，兩幫表面最大移近量為16 mm，在觀測前4 d左右變形量較大，在觀測8 d左右兩幫位移漸趨于穩定。頂底板的最大變化量為12 mm，在觀測前6 d左右變形量較大，7 d左右頂底板位移量逐漸趨于穩定。

圖6 深部位移站觀測曲線

圖7 測站兩幫及頂底位移曲線

從8221工作面機、風巷掘進期間表面位移觀測數據可以看出，觀測期間內，巷道變形量較小，支護效果明顯。

3 結 論

(1)當8221回采巷道掘進至距離下部1023停采線15 m范圍時，各監測斷面應力集中值達到最大值，為11.9 MPa，應力集中系數為2.21，隨著巷道的掘進，峰值水平會有所下降。

(2) 8221工作面采用分區段支護，觀測期內，回采巷道風巷圍巖變形量小，離層控制較好，巷道支護效果明顯，支護質量可靠。

(3) 8221巷道掘進至采空區交界區域時，受下部采空區作用影響，幫角應力集中明顯，對巷道底板影響大于巷道幫部，并存在底鼓趨勢。

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(2018?08?26)

戴 晨(1993—)，男，安徽宿州人，碩士，主要從事礦山壓力與巖層控制、煤與瓦斯共采方面的研究，Email：470501771@qq.com。