山西科技 文章编号：１００４—６４２９（２０１３）０４—０１４０—０２ ＳＨＡＮＸＩ ＳＣＩＥＮＣＥ ＡＮＤ ＴＥＣＨＮＯ【０ＧＹ ２０１３年第２８卷第４期 收稿日期：２０１３—０３—０４ 复合顶板松软煤层回采巷道支护技术研究 王占全 （大同市煤矿安全监管大队，山西大同，０３７１００） 摘要：通过理论分析、数值模拟和现场观测，系统分析了复合顶板巷道围岩变形破坏 机理，提出了相应的支护方式。研究结果表明：煤巷两顶角为剪切应力集中区，应及时 加强支护；顶板两顶角锚杆、锚索分别向两帮倾斜２０。，可有效控制复合顶板煤巷的破 坏。 关键词：支护技术；回采巷道；松软煤层；复合顶板；数值模拟 中图分类号：ＴＤ３５３ 文献标识码：Ａ 山西高平掌石沟煤矿１５１０１运输顺槽顶板为复合顶板。复 合顶板条件下，煤巷易发生离层、冒落，难以形成有效的承载结 构。本文通过理论分析、数值模拟和现场观测，系统分析该类顶 板巷道围岩变形破坏机理，提出相应的支护方式，通过工程验 证，取得了良好的围岩控制效果。 ２复合顶板变形破坏过程数值模拟分析 根据掌石沟煤矿１５号煤层实际岩层柱状参数，采用美国大 型岩土工程计算软件ＦＬＡＣ３Ｄ建立数值模型，如图１所示。 ｌ工作面概况 掌石沟煤矿１５号煤层位于太原组底部，平均埋深２５０ ＩＴＩ，煤 层均厚３．５ ｍ，为近水平煤层。煤岩层柱状参数见表１。由表１可 知，１５号煤层顶板为复合顶板，直接顶为泥岩，厚２ ｍ，局部含有 ０．５ ｍ煤线，易离层冒落，对巷道掘进和顶板控制影响较大。 表１煤岩层柱状参数表 岩性 层厚 ，ｍ ～柱状 …一Ｔ一一 抗压强 弹性模 内聚力 内摩擦角 度／ＭＰａ 量／１ⅥＰａ ，ＭＰａ ，（。） ３６．４４ ４ ６２９ １】－８７ ４３．３ 图１数值计算模型 模型长１６ ｍ、宽１０ ｍ、高２２ ｍ。模型前后面、左面和底部分 别水平位移和垂直位移。顶部垂直应力为８ ＭＰａ，按均布载 荷施加在模型上部应力边界，帮部水平应力为９．６ ＭＰａ，然后开 石灰岩 ８．０ ｌ４号煤 Ｏ．５ ＼ 泥岩 ２．Ｏ ／ ９．９８ ＼ ２２．ｏ０ ５１３ １ ７０２ ２．５５ １．７６ ２２．４ ２９．９ １５号煤 ３．５ ／ 眇质泥岩 ８．０ ＼ ９．９８ ２９．０７ ５１３ ２ ３８３ ２．５５ ３－３５ ２２．４ ３６．８ 挖巷道，运算至平衡，观察巷道变形破坏。 巷道开挖后，岩体内原有平衡状态被打破。计算至３００步 时，巷道两顶角出现破裂，并以７０。斜角沿剪应力集中带向上扩 １５１０１运输顺槽原支护为锚网梁索联合支护。基本支护参 数为：顶锚杆直径２２ ｍｍ，长度２．２ ｍ，帮锚杆直径１８ ｍｍ，长度 ２ ｍ，间排距为０．９ ｒｅｘ０．９ ｍ。锚索直径１５．２４ ｍｍ，长度为６．２ ｍ 的低松弛级钢绞线，垂直顶板布置，间排距１．９ ｅｘ２ ｒ１１３。锚杆锚 索托盘采用０．９ ｅｘ０．ｒ９ ｍｘ０．１ ｍ的钢托盘。钢筋梯子梁用ｄ １４ 展；两帮０．５ ｍ范围内产生塑性破坏，随后两顶角破坏加剧，并逐 步向巷帮中部延伸。计算至５００步时，顶部１４号煤附近产生破 裂，随时间推移，破裂范围向两侧延伸，同时两顶角产生张拉破 坏，向顶板中部扩展。计算至２ ５００步时，巷道上方破裂拱基本形 成，拱顶位于巷道上方２．５ ｍ，拱内高度０．２５ ｍ范围内有微破裂， ２ ｍ处有层间滑动，整体强度降低。拱内其他位置岩体处于较好 的完整状态，随着时间的推移整体呈柱状冒落下沉。顶板５．８ ｍ 处为应力集中区，即基本位于锚索锚固端。 随着破坏的产生，帮锚杆产生的剪切力明显增强，两帮破坏 相对明显，但由于两帮加固后围岩的承载能力高，抗变形能力 强，使得帮部破坏处于可控阶段，而顶锚杆承受的剪应力则较 ｍｍ圆钢焊接而成。顶帮采用网孔为０．４ ｅｘ０．ｒ４ ｍ的菱形金属网 护壁。 顺槽掘进初期矿压显现明显，顶板出现离层、整体下沉等情 况，部分钢筋梯子梁受力压弯，多处网丝撕裂，两顶角多处有明 显裂纹，多处地段不得不采用点柱和微拱巷道工字钢进行二次 支护，局部发生整体垮落冒顶事故，冒顶高度约为２．５ ｍ，冒顶处 锚杆杆体和托盘完好，局部锚索断裂，严重影响煤矿的安全生 产。 １４０ 小，４ ２００步破坏达到平衡时，顶锚杆及其下位锚索基本不受力， 王占全复合顶板松软煤层回采巷道支护技术研究 本刊Ｅ－ｍａｉｈｓｘｋｊｚｚｓ＠１６３．ｔｏｍ 应用技术 下位岩层破裂严重，说明帮的锚固系统基本完整，而顶锚杆没有 完全发挥支护系统的作用。 ７５ ６０ ３支护对策及应用效果分析 根据掌石沟１５１０１运输顺槽巷道围岩地质力学条件和复合 顶板变形破坏特征及其机理分析，结合现场施工的可行性和经 济合理性，进行支护方案参数优化，优化后支护设计断面如图２ 所示。 、 ， 咖ｌ ４５ ３０ 制 １５ ０ 距工作面距离／ｍ 图３运输顺槽巷道位移变化曲线 ＼ ＼ ／ ／ 岩变形量急剧增加，应进行加强支护。 ４结论 （１）煤巷两顶角为剪切应力集中区，应及时进行高预应力强 力支护。 （２）现场实施与监测应用效果表明，两顶角锚杆、锚索分别 向两帮倾斜２０。，能有效控制复合顶板巷道围岩的变形破坏。 参考文献 ［１］柏建彪，侯朝炯，杜木民，等．复合顶板极软煤层巷道锚杆支 护技术研究［Ｊ］．岩石力学与工程学报，２００１，２０（１）：５３—５６． ４ ２Ｏ０ ［２］张亮，方新秋，郭辉．复合顶板松软煤层巷道变形破坏机理 图２运输顺槽支护设计断面图 ｍｍ） 优化后基本支护参数为：顶锚杆两角锚杆直径２２ ｉｆｌｍ，长度３ 及合理支护设计［Ｊ］．煤矿安全，２０１２，４３（２）：６３—６６． ［３］李云豪，张文军，王东．松软破碎复合顶板回采巷道支护技 术研究与应用［Ｊ］．煤炭科技，２０１１，３７（９）：４５～５１． （责任编辑：薛培荣） ｍ，向巷帮倾斜２０ｏ；顶板中部锚杆直径２０ ｍｍ，长度２．６ ｉｎ，垂直 布置，间排距１．０ ｎｘ１．ｉ０ ｍ，锚杆预紧力不小于１００ ｋＮ；锚索直径 ｌ５．２４ｍｉｌｌ，长度为６．２ｉｎ的７股钢绞线，向两帮倾斜２ｏｏ，间排距 ２ ｍｘ２ ｎ。两帮锚杆、ｉ顶帮托盘和顶帮护壁金属网等使用原支护 参数。 第一作者简介：王占全，男，１９７２年１２月生，１９９４年毕业于 雁北地区煤矿学校，助理工程师，大同市煤矿安全监管大队，山 西省大同市，０３７１００． 为了准确掌握回采期间巷道围岩运移规律及支护效果，对 围岩变形进行了详细的观测和记录，优化支护后巷道围岩变形 的现场实测曲线如图３所示。 由图３可知，超前工作面煤壁４０ ｎ巷道围岩变形明显，ｉ但 围岩整体处于稳定状态，支护效果良好；超前工作面３０ ｉｎ时，围 Ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｔｈｅ Ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ Ｍｉｎｉｎｇ Ｒｏａｄｗａｙ ｉｎ Ｓｏｆｔ Ｃｏａｌ Ｓｅａｍ ｗｉｔｈ Ｃｏｍｐｏｕｎｄ Ｒｏｏｆ ＷＡＮＧ Ｚｈａｎｑｕａｎ ＡＢＳＴＲＡＣＴ：Ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｅｏｒｅｔｉｃａｌ ａｎａｌｙｓｉｓ，ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｉｆｅｌｄ ｏｂｓｅｒｖａｔｉｏｎ，ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ｓｙｓｔｅｍａｔｉｃａｌｌｙ ａｎａｌｙｚｅｓ ｔｈｅ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ａｎｄ ｆａｉｌｕｒｅ ｍｅｃｈａｎｉｓｍ ｏｆ ｓｕｒｒｏｕｎｄｉｎｇ ｒｏｃｋ ｉｎ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｗｉｔｈ ｃｏｍｐｏｕｎｄ ｒｏｏｆ，ａｎｄ ｐｕｔｓ ｆｏｒｗａｒｄ ｃｏｒｒｅｓｐｏｎｄｉｎｇ ｓｕｐｐｏｒｔ ｍｏｄｅ．Ｔｈｅ ｒｅｓｅａｒｅｈ ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｔｗｏ ｔｏｐ ｃｏｒｎｅｒｓ ｏｆ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ，ｗｈｉｃｈ ａｒｅ ｔｈｅ ｓｈｅａｒ ｓｔｒｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｄ ａｒｅａｓ，ｓｈｏｕｌｄ ｓｔｒｅｎｇｔｈｅｎ ｔｈｅ ｓｕｐｐｏｒｔ ｉｎ ｔｉｍｅ；ｔｈｅ ａｎｃｈｏｒ ｂｏｌｔｓ ａｎｄ ａｎｃｈｏｒ ｃａｂｌｅｓ ｏｆ ｔｗｏ ｔｏｐ ｃｏｒｎｅｒｓ ｏｆ ｒｏｏｆ＇ｗｈｉｃｈ ａｒｅ ｔｉｌｔｅｄ ２０。ｔｏ ｔｈｅ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ｒｅｓｐａｃｔｉｖｅｌｙ，ｃａｎ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅｌｙ ｃｏｎｔｒｏｌ ｔｈｅ ｄａｍａｇｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ ｗｉｔｈ ｃｏｍｐｏｕｎｄ ｒｏｏｆ． ＫＥＹ ＷＯＲＤＳ：ｓｕｐｐｏｒｔｉｎｇ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ；ｍｉｎｉｎｇ ｒｏａｄｗａｙ；ｓｏｆｔ ｃｏａｌ ｓｅａｍ；ｃｏｍｐｏｕｎｄ ｒｏｏｆ；ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ １４１
