1、第42卷第03期2023年03月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.03Mar.20230引言我国90%以上的煤炭资源需采用井工方式进行回采,因而导致服务煤矿开采的巷道长达几万公里,特别是当前浅部煤炭资源开采逐渐枯竭,煤矿开采向深部转移,而深部煤岩巷道变形严重是制约煤矿进行安全高效生产的瓶颈问题,特别是大断面煤巷变形破坏尤为严重。针对这一难题,众多专家学者从实验、模拟、现场应用等方面进行了深入研究。康红普总结了近70 a来我国煤矿巷道围岩力学特性、变形破坏特征、围岩控制理论和技术等方面取得的成果;侯朝炯针对深部煤炭复杂地质条件下巷道失稳难题,提出了加固巷道底板和帮角,采用
2、一、二次支护来实现巷道的长期稳定;张振全针对深部高应力软岩巷道难支护的问题,系统分析了该类巷道变形破坏特点,并提出了锚网索注联合支护对策。谢生荣针对深部剧烈扰动影响下大断面煤巷持续大变形难题,提出了外锚-内卸协同控制技术并进行了现场应用,取得良好控制效果。以上研究成果主要针对深部高应力软岩巷道,而对于厚煤层条件下大断面全煤巷道的稳定支护研究不多,而同煤浙能麻家梁煤矿煤层赋存条件良好,大部分煤层厚度在812 m,所掘回采巷道大部分为大断面全煤巷道,顶煤强度低、内聚力小、承载能力较弱,在整个掘进期间,巷道变形破坏严重,难以实现稳定支护,因此本文针对麻家梁矿大断面全煤巷道大变形、遇水软化、支护体失效
3、等问题,系统开展大断面煤巷变形破坏规律及稳定支护梅青臣1,张振全2,3,4(1.同煤浙能麻家梁煤业有限责任公司,山西 朔州036000;2.河北工程大学 矿业与测绘工程学院,河北 邯郸056038;3.河北省煤炭矿井建设技术创新中心,河北 邯郸056038;4.邯郸市深部巷道围岩控制及灾害防治重点实验室,河北 邯郸056038)摘要:为研究大断面煤巷围岩变形破坏规律与有效控制问题,以麻家梁矿14211带式输送机运输顺槽地质条件为背景,采用现场监测、理论分析、数值模拟等方法,对该类煤巷围岩失稳原因及稳定控制进行研究。研究结果表明:大断面煤巷变形破坏以顶板下沉为主,同时伴随两帮局部移近,巷道围岩属
4、类不稳定围岩,提出了采用超长锚索加强支护及强化巷道顶底角支护对策,充分发挥锚杆索与变形围岩的耦合作用,改善了围岩受力环境,提高围岩整体稳定性。现场应用表明,采用该支护体系,巷道顶底板移近86 mm,两帮移近70 mm,耦合支护方案可有效控制大断面煤巷变形破坏。关键词:大断面煤巷;变形破坏;超长锚索;耦合支护中图分类号:TD353文献标志码:A文章编号:1008 8725(2023)03 107 04Deformation and Failure Law and Stable Support of Large SectionCoal RoadwayMEI Qingchen1,ZHANG Zhen
5、quan2,3,4(1.Majialiang Coal Industry of Tongmei Zhe Energy Co.,Ltd.,Shuozhou 036000,China;2.School of Mining andGeomatics Engineering,Hebei University of Engineering,Handan 056038,China;3.Technology Innovation Center of CoalMine Construction of Hebei Province,Handan 056038,China;4.Handan Key Laborat
6、ory for Ground Control and DisasterPrevention of Deep Roadways,Handan 056038,China)Abstract:In order to study the deformation and failure law and effective control of surrounding rock inlarge section coal roadway,based on the geological conditions of 14211 belt transportation channel inMajialiang mi
7、ne,the instability causes and stability control of surrounding rock in this kind of coal roadway are studied by means of on-site monitoring,theoretical analysis and numerical simulation.Theresearch results show that the large section coal roadway deformation damage is given priority to withroof subs
8、idence,accompanied by two local nearer,genus instability of surrounding rock of roadwaysurrounding rock,proposed the long anchor cable reinforcement and strengthening support by topcorner of countermeasures,this supporting scheme can give full play to the coupling effect of anchorcable and the defor
9、mation of surrounding rock,improve the surrounding rock stress environment,improve the overall stability of surrounding rock.The field application shows that the roof and floor ofroadway move close to 86 mm and the two sides move close to 70 mm,and the coupling support schemecan effectively control
10、the deformation and failure of large section coal roadway.Key words:large section coal roadway;deformation and fracture;long anchor cable;coupling supportdoi:10.13301/ki.ct.2023.03.020107(a)顶板严重下沉(b)巷道肩角剧烈变形图3巷道变形破坏图第42卷第03期大断面煤巷变形破坏规律及稳定支护梅青臣,等Vol.42 No.03该类条件下巷道变形特征及稳定支护的研究。1巷道失稳原因与控制分析麻家梁矿位于山西省朔州
11、市东南方向,开采范围为宁武煤田,该矿北邻朔南矿区,距朔州市10 km。井田南北长11.9 km,东西宽8.28 km,主采煤层为4#、9#,所研究14211带式输送机运输顺槽位于井田西部二采区范围,埋深665 m,该巷沿4#煤层底板布置,煤层厚度8.629.27 m,平均煤厚9 m,煤层平均倾角3,煤层顶底板岩性如图1所示。该巷道东部距14208工作面495.5 m,北邻+665 m回风大巷、辅运、带式输送机大巷,南部及西部尚未开拓,该巷道的掘进主要为14211综采工作面提供运输、通风行人等功能。图14#煤层综合柱状图14211带式输送机运输顺槽掘进期间,采用“钢带+钢筋网+锚杆+锚索”联合支
12、护,支护方案如图2所示。图2原有支护方案锚杆型号为20mm1800mm,间排距1000mm1 000 mm,锚索型号为17.8 mm5 600 mm,每排布置1根,排距2 000 mm,由于巷道两侧为低强度煤体,两帮发生明显移近变形,加之顶底板浅部围岩为力学性质较差的泥岩,岩层胶结性差,易产生离层,因此掘进期间顶板下沉及底板鼓起严重,如图3所示,导致巷道难以满足安全高效生产的需要,急需改进现有支护方案。1.1失稳原因为满足工作面运输、通风等需求,14211带式输送机运输顺槽需具备足够大的巷道断面,由图3知,煤巷断面增大后围岩受采掘扰动范围增强,尤其是顶部围岩下沉变形剧烈,巷道两侧肩角变形破坏严
13、重,伴随着两帮局部移近变形破坏。分析失稳原因:14211带式输送机运输顺槽沿煤层底板掘进,埋深665 m,上覆岩重16.63 MPa,巷道两帮与顶板均为煤体,据地质资料分析,4#煤层为类不稳定围岩,裂隙发育,自稳能力差,抗压抗剪强度较低,受掘进扰动影响,极易失稳破坏,难以形成较稳定的承载结构,因此掘进扰动影响后煤体载荷仅靠外部支护承载,支护难度增大;且直接顶存在1.52.0 m厚泥岩,自身强度较低,承载能力弱,同时具有亲水性,易软化崩解。因此,当顺槽开挖后,围岩应力重新分布,由三向变为二向应力,特别是采用大断面掘进,导致应力高度集中,特别是巷道肩角位置剪应力急剧增大,自稳能力弱的上覆岩层快速进
14、入塑性屈服状态,顶板因支护强度不足下沉,进而影响巷帮及底板的整体稳定性,进一步导致巷道变形加剧并失稳破坏,从而影响煤矿安全高效生产。1.2控制分析基于特厚煤层大断面巷道的变形特征及失稳原因的分析,针对顺槽上覆岩层为不稳定围岩,且顶板上方泥岩特性,在优化支护方面,应从加强原有支护结构入手,使支护体锚固到稳定岩层中,从而使支护体与围岩形成统一承载结构,实现稳定控制,强化支护主要从3点考虑:(1)优先考虑超长锚索加强支护措施,将不稳定围岩锚固至上方稳定岩层中,提高组合拱整体结构的强度和稳定性;(2)对巷道顶底角位置强化支护,改变原有支护锚杆的角度,从而充分扩大锚杆锚固范围,增加围岩整体稳定性,提高围
15、岩自身承载能力;(3)大断面巷道围岩使用普通锚杆索支护难以实现稳定支护,需对支护体进行改进。2支护方案数值模拟分析根据14211带式输送机运输顺槽地质条件及作业规程,通过FLAC3D有限差分软件对顺槽无支护、原有支护及优化支护方案进行对比模拟分析,揭示大断面煤巷位移场、破坏场的变化规律。2.1模型建立17.8L5 60020.0L1 8000.5 m1.0 m20.0L1 800W钢带严重变形托盘崩落顶板下沉托盘崩落巷道肩角变形破坏剧烈厚度/m特征板状交错层理,空隙硅钙质胶结深灰色,中厚层状,以石英为主薄层状,波状层理,深灰色,夹细砂岩条带黑灰色,见少量植物化石黑色,块状,半亮型煤,常夹13层
16、泥岩或炭质泥岩夹矸薄层状,隐水平层理石英为主,孔隙式泥硅质胶结中厚层状,波状、透镜状层理,具12条/10 cm斜交裂隙137429.0348图例岩性序号12345678粗砂岩中粒砂岩粉砂岩泥岩4#煤层炭质泥岩细砂岩粉砂岩普通锚索左旋无纵肋螺纹钢锚杆等强预应力让压锚杆巷道变形破坏区域巷道实际断面5 0001.0 m1.0 m1.0 m0.5 m1.2 m1.0 m1.0 m0.8 m4 0001.2 m1.0 m1.0 m0.8 m108表3不同支护方案下塑性区范围分析图5、图6及表3可知,14211带式输送机顺槽在未支护情况下,巷道围岩塑性破坏严重,顶板下沉量达471 mm,巷道底鼓量达225 mm,巷道变形严重,采用原有支护方案支护后,巷道的变形破坏有所减少,与未支护方案相比,原有支护下顶板下沉量减小48.0%,巷道底鼓量减小了38.2%,巷道顶、底板破坏范围分别减小了35%、12.7%,采用优化支护方案后,顶、底板破坏范围比原支护方案减小了支护类型abc顶板/mm471245134底板/mm22513991帮部/mm450291115对14211带式输送机运输顺槽煤岩赋存进行一定简