复杂顶板应力条件回采巷道支护技术
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2019年第5期2019年5月
0引言
通常而言，煤层巷道顶板多为软岩巷道，由种类多样的节理软岩构成，结构松散破碎，强度低，支护难度大。特别是在遇到断层时，受断层构造应力的影响，围岩破碎程度进一步提升。当巷道掘设完成后，围岩应力往往会重新分布，进而导致围岩中出现剪切应力区和张拉应力区，且应力集中程度较大，往往需要多次返修以维持稳定，从而使得巷道支护难度加大[1]。有鉴于此，探索适用于断层影响下的软岩巷道支护工艺对矿井生产的更好、更安全开展意义重大。
1工程概述
A矿1301作业面北侧为井田边界，南侧和东侧为未开采煤层，西侧为运输上山和轨道上山。1301作业面回采深度460m～550m，煤层厚度均值4.2m，倾角4毅～16毅，整体结构简单，上部顶板为砂质泥岩，厚度4.2m～4.6m，块状结构。作业面运输巷在掘设过程中揭露F1断层，断层落差高度15m，断层倾角42毅，而处于断层影响区域内的巷道则在断层构造应力的干扰下产生面积颇大的塑性破坏区，从而使得巷道稳定性大幅降低。面对这一不足，决定通过数值模拟手段对其优化支护工艺开展探究。
2模型设计和监测点布置分析
2.1模型设计以A矿1301作业面为研究对象，借助数值模拟软件，针对无支护、锚杆支护及锚网索桁架支护3种不同
类型支护方式的应用效果开展对比分析。数值模拟模
型长、宽、高分别为300m、96m、82m。进行模拟
作业时，模型上部施加12.1MPa的均布载荷，测压系
数设置为0.5，水平应力设置为7.4MPa。模型计算基
于库伦-摩尔准则开展[2]。图1为数值模拟模型示意图。
图1数值模拟模型示意图
2.2监测点布置分析
为了能够对巷道掘进期围岩断层影响区域内的应
力变化特征及变形规律开展监测分析，决定在巷道两
帮及顶板中布设位移监测装置进行实时监测[3]。
3巷道围岩应力和变形分布规律分析
3.1复杂应力场对巷道围岩的影响分析
伴随着巷道掘进作业面向断层的持续推进，在断层
构造应力的影响下，巷道周围往往存在明显的应力聚
集现象。根据观测所得数据，当巷道掘进至距离断层
20m处时，其顶底板应力和超前应力的极值分别为收稿日期：2019-03-22作者简介：杨永旺，1990年生，男，山西原平人，2014年毕业于中国矿业大学银川学院采矿工程专业，助
理工程师。复杂顶板应力条件回采巷道支护技术
杨永旺
（大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司，山西原平034100）
摘要：以复杂顶板应力条件回采巷道支护为对象开展研究，结合具体工程实际，借助数值模拟技术对无支护、锚杆支护和锚网索桁架支护3种形式下的巷道围岩变形情况进行了比对分析，并在此基础上对锚网索桁架支护的实际应用效果做了监测分析，希望能够为矿井生产的安全开展提供借鉴和参考。关键词：矿井；复杂顶板应力；软岩；巷道支护；数值模拟中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：2095-0802-(2019)05-0038-02SupportTechnologyofMiningRoadwayunderComplexRoofStressConditions
YANGYongwang(XuangangCoalElectricityCo.,Ltd.,DatongCoalMineGroup,Yuanping034100,Shanxi,China)
Abstract:Takingthesupportofminingroadwayundercomplexroofstressconditionsasanobjectofstudy,combinedwiththeactualengineering,thispapercomparedandanalyzedthesurroundingrockdeformationofroadwayunderthreetypesofsupport,i.e.nosupport,boltsupportandbolt-mesh-cabletrusssupport,bymeansofnumericalsimulationtechnology.Onthisbasis,theactualapplicationeffectofbolt-mesh-cabletrusssupportwasmonitoredandanalyzed,hopingtoprovidereferenceforthesafedevelop-mentofmineproduction.Keywords:mine;complexroofstress;softrock;roadwaysupport;numerical
simulation（总第164期）
能源研究
断层
巷道
左帮右帮
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30.8MPa、28.9MPa和33.1MPa。这表明巷道围岩应力处于不规则分布状态，超前应力集中程度高于顶底板应力集中程度。3.2无支护下的巷道顶板变形分析图2所示为无支护条件下巷道围岩变形曲线图。由图2分析可知，无支护条件下巷道围岩变形相对较大。其中，断层下盘巷道最大变形数值为460mm、355mm和320mm；巷道处于断层影响区域时，围岩变形速度显著增加，其顶板移近量和两帮移近量最大可达962mm和852mm。当巷道掘进通过断层破碎带时，围岩变形速度显著降低，其变形量多维持在232mm耀261mm之间。
图2无支护条件下巷道围岩变形曲线图
3.3锚杆支护条件下巷道围岩变形分析图3所示为锚杆支护条件下巷道围岩变形曲线图。由图3分析可知，选用锚杆支护工艺对巷道进行支护，巷道顶板和两帮均存在较大的巷道变形，无法达到预期的围岩控制效果。其中，断层下盘巷道在向断层推移的过程中，顶板和两帮的变形量最大值分别为121mm和106mm。当巷道处于断层影响区域时，顶板和两帮最大位移量分别为320mm和271mm，同时巷道发生冒顶和片帮现象。巷道穿过断层破碎带后，顶板和两帮最大位移量分别为176mm和134mm，但整体变形量逐渐降低。随后伴随作业面的推移，围岩变形量逐渐稳定在50mm～70mm范围内。
图3锚杆支护条件下巷道围岩变形示意图
4高强度预紧力锚网索桁架支护设计
受断层构造应力的影响，断层围岩中常存在破碎带，容易发生断层涌水现象。尤其是巷道顶板为泥岩时，一旦遇水便易软化为低强度软岩，导致传统的围岩控制方式无法对围岩变形进行有效控制。而锚网索桁架支护作为一种抗剪切性能优良的支护手段，能够对顶板剪切破坏进行有效控制，并确保煤岩体始终处于压应力状态，大幅提升锚固体抗变形能力[4]。4.1支护方案设计锚索选用隔排布设方式，所用锚索直径17.8mm、长6000mm，其中，顶板锚索采用水平夹角倾斜75毅向上的布置方式，帮部锚索采用水平夹角倾斜25毅向上布置的方式。顶板锚杆采用直径18mm、长2200mm的螺纹钢锚杆，布设排间距为850mm×850mm。顶板共布设5个锚杆，其中，临近巷帮的锚杆与巷道垂直线呈15毅布置，其他锚杆与顶板轮廓线垂直布置；帮部选用与顶板类型相同的锚杆，布设排间距为800mm伊800mm，其中，顶端与底端锚杆分别与水平线呈25毅和-25毅布设，其余锚杆水平布设。此外，巷道表层挂设10#铁丝制金属网。4.2巷道围岩变形分析图4所示为锚网索桁架支护巷道围岩变形曲线图。由图4分析可知，选用锚网索桁架支护工艺对巷道围岩实现了有效控制。其中，断层下盘巷道靠近断层的过程中，巷道顶板和两帮位移最大值分别为52mm和48mm。当掘进巷道处于断层影响区域时，其围岩发生较大的形变，顶板和两帮最大位移量分别为68mm和94mm，其中，左帮变形量大于右帮变形量。巷道穿过断层破碎带后，变形量逐渐减小，其中，顶板和两帮最大位移量分别为46mm和45mm。这说明选用锚网索桁架支护工艺能够对巷道围岩的移动变形进行有效控制，尤其是能够对断层影响区域内的巷道围岩进行有效支护[5]。
图4锚网索桁架支护巷道围岩变形曲线图
5实践分析
为了检验锚网索桁架支护技术的应用效果，在A矿1309运输巷的掘设过程中，采用典型的观测断面变形的技术，每间隔一段距离布设一个观测断面，其观测结果如图5所示。通过分析可知，断层下盘巷道在向断层推移的过程中，巷道顶板和两帮位移量最大值分别为52mm和48mm。进入断层破碎带后，巷道顶板和两帮位移量最大值分别为78mm和97mm。过断层后，巷道顶板和两帮位移量最大值分别为47mm和52mm
，1000900800700600500400300200100左帮右帮顶板断层破碎带
306090120150180210240270300
巷道掘进距离/m0
3202802402001601208040左帮右帮顶板断层破碎带
306090120150180210240270300
巷道掘进距离/m
0100
80
60
40
20左帮右帮顶板断层破碎带
306090120150180210240270300
巷道掘进距离/m0
（下转41页）杨永旺：复杂顶板应力条件回采巷道支护技术
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（上接39
页）层均厚度3.3m；琢为煤层倾角，取4毅。
将相应数据代入式(3)中，可得4#煤层液压支架工
作阻力为3020kN/架～4027kN/架[3]。
综合以上计算，即所选液压支架工作阻力应不低
于4027kN/架的要求。
2.3液压支架支护强度的计算
按估算法确定液压支架支护强度：g=Kd(g冒+g顶)，(4)
式(4)中，g为支架支护强度，kN/m2；Kd为动载系数，
取1.5；g冒为冒落带自重应力，N/m2；g顶为顶煤自重应力，
N/m2。其中：g冒=r1h，(5)
h=M1啄-1=3.31.25-1=13.2m，(6)
g顶=Mdr2，(7)
式(5)～(7)中，r1为上覆岩层容重，取26000N/m3；h为
对上覆岩层的支护高度，取13.2m；M1为煤层平均采
高，3.3m；啄为岩石初期碎胀系数，1.25；Md为放顶煤
最大厚度，取11m；r2为顶板岩层容重，1.5伊1000伊
9.8=14700N/m3。计算可得g冒=343200N/m2，g顶=
161700N/m2[4]。
代入式(4)，得g=757350N/m2=0.76MPa。
根据估算法计算支架支护强度为0.76MPa。
通过上述计算，9#煤层要求所选液压支架支护强
度应不低于0.76MPa的顶板荷载。
2.4液压支架选型
结合石碣峪煤矿的实际情况，通过支架支护高度
和支护强度相关技术参数进行计算，最终在4#煤层工作面的巷道掘进支护中选用放顶煤液压支架，型号为
ZF6400/18/34。其主要技术参数见表1。
表14#煤层工作面液压支架技术特征表
3结语
a)石碣峪煤矿巷道掘进支护设计改进后可满足的
生产能力为90×104t/a，矿井服务年限40.7a，其中，
本次设计开采的无压区服务年限6.5a。可见巷道掘进
支护设计后大大地提高了矿井的生产能力和服务年限；
b)石碣峪煤矿巷道掘进支护设计改进后吨煤投资
531.95元/t，税后内部收益率（全部投资）12.34%，税
后投资回收期7.67a，内部收益率（自有资金）16.05%，
借款偿还期为6.73a。可见，巷道掘进支护设计后取得
了良好的经济效益；c)石碣峪煤矿巷道掘进支护设计
保证了煤矿工作面掘进开采的安全性和高效性。参考文献：
