龙泉煤业厚煤层大断面留顶煤巷道支护探讨_郝瑞强.pdf

江西煤炭科技2023年第1期摘要：龙泉煤业4 2 0 5工作面回采巷道采用沿底留顶煤布置方式；为保障其围岩稳定性，以该工作面4 2 0 5主运顺槽为研究背景，拟运用数值模拟、理论分析、矿压监测等方法，探究巷道顶煤厚度对其围岩变形破坏情况的影响；以原锚网索支护方案为基础拟定高强度、高预应力支护系统；掘巷阶段巷道表面变形微小，该支护系统有效抑制了围岩的变形破坏。关键词：大断面巷道；留顶煤掘进；支护技术；数值模拟；理论分析中图分类号：TD2 6 3.5+3；TD3 5 3文献标识码：B文章编号：1 0 0 6-2 5 7 2（2 0 2 3）0 1-0 1 0 6-0 4Study on Large Section Coal Roof Roadway Support in Thick Seam in Longquan Coal IndustryHao Ruiqiang(Taiyuan Coal Gasification Longquan Energy Development Co.,Ltd.,Loufan,Shanxi 030300)Abstract:The stoping roadway of 4205 working face of Longquan Coal Industry adopts the layout of along bottom coal roof.Toensure the stability of the surrounding rock,taking 4205 main haulage gate of the working face as the research background,thepaper proposes to use numerical simulation,theoretical analysis,rock pressure monitoring and other methods to explore theinfluence of roadway top coal thickness on its surrounding rock deformation and failure,and formulates high strength and highprestress support system based on the original anchor mesh cable support scheme,whose application makes the roadway surfacedeformation small,and effectively inhibits the deformation and failure of surrounding rock.Key words:large section roadway;coal roof excavation;support technology;numerical simulation;theoretical analysis龙泉煤业厚煤层大断面留顶煤巷道支护探讨郝瑞强（太原煤气化龙泉能源发展有限公司，山西娄烦0 3 0 3 0 0）1工程概况龙泉矿井位于山西省太原市娄烦县境内，井田面积3 5.2 3k m2，建设规模为5.0M t/a。井田内主要开采4#、7#、9#煤层。目前矿井所采煤层为4号煤层，平均厚度为6.8m。4 2 0 5工作面（以下简称工作面）割煤高度3.5m，放煤高度2.7 3.9m，采放比1 0.9 4，循环进度0.8 6 5m。工作面北侧为已回采的4 2 0 3工作面，南侧为未布置的4 1 1 1工作面，西侧为南大巷，东侧为井田边界，如图1所示，但工作面主运顺槽距离4 2 0 3工作面的采空区较远，已经远远超出了侧向支承压力的影响范围。同时，工作面辅运顺槽下部没有布置任何工作面，工作面主运和辅运顺槽均属于实体煤巷。两顺槽开口至工作面停采线段采用沿顶留底煤布置；为了多回收煤炭资源，减少三角煤丢失，两顺槽在停采线至切眼段首次设计采用沿煤层底板掘进方式，留3m顶煤，为保证其围岩稳定性，拟以4 2 0 5主运顺槽（以下简称主运顺槽）为研究背景，对其支护方案展开探讨。图14205工作面采掘平面1 0 6江西煤炭科技2023年第1期2顶煤厚度对围岩的影响分析为探究4 2 0 5工作面主运顺槽采用沿底留顶煤掘进方式对其围岩稳定性的影响，采用F L A C3 D软件建立数值分析模型1-2，其中，模型Y轴方向取1 0 0m，巷道宽度X轴方向8 0m，巷道高度Z轴方向取1 4 0m，模型各地层具体参数如表1所示，模型顶面埋藏深度约为4 0 0m，施加垂直应力为1 0.0M P a，模型为摩尔库仑3-4本构模型；模型顶面设定为自由边界条件，巷道围岩在垂直方向可自由移动，下部及水平方向边界处设定水平位移约束。主运顺槽断面为宽、高=5.2m、3.8m，设计 巷 道 留 顶 煤 厚 度 分 别 为0m（沿 顶 掘 进）、1m、2m、3m，观察无支护条件下巷道围岩塑性破坏特征及顶板下沉量，整理得到的结果如图2所示。建模名称厚度/m密度/kgm-3体积模量/GPa剪切模量/GPa内摩擦角/粘聚力/MPa抗拉强度/MPa泊松比老底粉砂岩1 0.127 2 01 0.1 04.3 83 02.3 01.9 60.3 1老底细砂岩5.225 2 01 3.6 02.6 03 21.8 81.5 00.4 1直接底泥岩5.125 2 01 3.6 02.6 03 21.1 81.5 00.4 14#煤6.814 6 04.8 62.7 82 51.2 00.6 40.2 6直接顶泥岩4.228 0 06.8 54.3 13 31.5 01.0 50.2 4老顶中粒砂岩3.226 5 07.7 45.3 33 01.3 00.7 30.2 2老顶粗粒砂岩6.327 0 01 3.2 05.7 32 91.3 01.1 00.3 1顶板石灰岩3.828 0 06.8 54.3 13 31.2 01.1 50.2 4顶板粉砂岩1 5.327 2 01 0.1 04.3 83 01.4 01.2 60.3 1顶板细粒砂岩8.627 0 01 3.2 05.7 33 41.7 01.4 00.3 1顶板中粒砂岩6.426 5 07.1 44.9 23 01.6 00.0 00.2 2顶板细粒砂岩7.927 0 01 3.2 05.7 32 91.9 01.5 00.3 1顶板炭质泥岩1 2.625 0 04.9 43.2 53 31.5 01.2 30.2 3顶板砂质泥岩2 3.925 2 01 3.6 02.6 03 42.1 81.7 00.4 1顶板中粒砂岩2 0.626 5 07.7 45.3 33 32.3 02.0 30.2 2表14205工作面顶底板岩石力学参数（a）0 m（b）1 m（c）2 m（d）3 m1 0 7江西煤炭科技2023年第1期（e）顶板变形破坏规律图2不同顶煤厚度条件下围岩变形破坏特征由图2（a）（d）所示结果可以看出，巷道留设顶煤厚度变化对于围岩塑性破坏深度和范围具有显著的影响：留设顶煤厚度由0m变化为3m，顶板围岩破坏深度由2.5m增大为4.5m，增幅8 0%，两帮围岩破坏深度由5m增大至6m，增幅2 0%，底板围岩破坏深度均为2.5m，无明显变化。巷道围岩除破坏深度变化明显外，顶板岩层破坏宽度由1 2m增至1 7m，巷道肩角处围岩发生较大范围的剪切破坏。由图2（e）所示结果可以看出，顶煤厚度为0时，顶板岩层下沉量随着深度基本匀速变化，当留顶煤厚度为2.0m、3.0m时，顶板岩层深度2.0m范围内下沉量明显增大，下沉量变化曲线的斜率发生突变，顶板表面最大变形量由2 1 9.4 5mm增大为6 7 8.8 7mm，下沉量增大了近3倍。综上分析，留有顶煤时，由于顶煤强度和自稳能力小于顶板岩层，导致顶煤下沉量剧增，顶煤下沉与岩层下沉不同步，煤岩交界面易产生较大离层，顶板及两帮存在潜在垮落风险围岩的范围较大，需采取高强度、高预应力主动支护措施。3巷道支护分析3.1巷道支护技术根据大断面留顶煤巷道无支护条件下围岩变形破坏特征，施工阶段尽量保持围岩（煤）体整体性是围岩控制的重中之重，在掘巷后、支护施工前，为使围岩（煤）体不发生结构破坏，制定如下技术措施：（1）减少巷道掘进作业对巷道围岩体的扰动，减少循环进尺，采用“掘一锚一”，最大空顶距为11 0 0mm，最小空顶距为2 0 0mm，顶板破碎时缩小最大空顶距。（2）在围岩未产生破坏前进行支护，即采取及时支护，缩短巷道无支护时间，抑制围岩变形向结构破坏转化，树立短进尺、及时支护、围岩完整的掘进支护理念。（3）主动支护，通过对高强锚杆施加大预应力，改善顶板及两帮煤岩体的应力环境，充分发挥每根锚杆的支护性能。通过主动支护降低围岩潜在的冒落风险，需采取有效措施保障锚杆安装后具有较大的预应力，采用托板、钢带等配套构件实现锚杆预应力的扩散，扩大预应力的作用范围，提高锚固体的整体刚度与完整性。根据上述分析，决定采取如下具体措施：（1）巷道直接顶煤体拉剪破碎深度和范围较大，顶板岩层表现为极不稳定，结合该矿相邻工作面回采巷道支护参数，需对顶板支护进行优化：顶板锚杆预紧力矩由1 5 0Nm增大为3 5 0Nm；每排锚杆由6根增加为7根，顶板锚索由2根增加为3根；锚索长度由63 0 0mm增加为83 0 0mm，预应力由1 2 0k N增大为2 0 0k N。（2）巷道肩角附近煤岩体剪切破坏严重，需调整肩角处顶板及两帮锚杆的布置角度，改善该区域煤岩体的应力状态，降低其剪切破坏趋势。（3）两帮塑性破坏深度增大，帮锚杆间距由10 0 0mm减小为8 5 0mm，锚杆规格改为直径2 2mm、长度24 0 0mm，预紧力矩由1 0 0Nm增大为3 0 0Nm。通过以上支护参数调整后，主运顺槽锚网索支护如图3所示。（a）支护断面（b）顶板1 0 8江西煤炭科技2023年第1期（c）煤帮图34205主运顺槽支护详情3.2支护效果评价对4 2 0 5工作面主运顺槽开挖支护过程进行模拟分析，以验证上述支护方案的合理有效性。开挖后围岩塑性破坏特征及顶板下沉量变化规律如图4所示，采用上述锚网索联合支护方案后，顶板岩层的破坏深度、宽度分别为2.5m、7m，相较于无支护时减小幅度分别为4 4.4%、5 8.8%，顶板最大下沉量由6 7 8.8 7mm减小为1 2 4.6 5mm，减小幅度为8 1.6 4%，且随着深度的增大，下沉量呈均匀较小趋势，表明对顶板岩层的控制效果良好，有效抑制了顶板围岩的剪切和拉伸破坏，杜绝了煤岩交界面的离层现象；两帮煤岩体破坏深度由6m减小至2.5m，减小幅度为5 8.3%，表明两帮煤岩体控制效果良好；巷道肩角附近的剪切破坏区基本消除，说明通过调整锚杆布置角度，有效改善了该区域煤岩体的应力状态，显著增强了围岩的稳定性；综上可知，通过采取高强度、高预应力主动支护措施后，可有效控制大断面留顶煤巷道围岩的变形破坏，该支护方案总体可行。（a）围岩塑性破坏区（b）巷道顶板岩层下沉量图4支护效果模拟分析结果4应用效果4 2 0 5工作面主运顺槽掘巷阶段，每间隔5 0m布置一个表面位移监测站，监测结果如图5所示，掘巷支护后前1 8天，顶板基本匀速下沉，两帮收敛速度基本稳定，成巷1 8天后，顶板下沉及两帮收敛变形速率开始逐渐减小，成巷约2 8天后，围岩整体基本稳定，顶板最大下沉量2 6mm，两帮最大收敛量2 2.5mm，巷道表面仅发生微小变形，说明支护方案有效抑制了巷道围岩的变形破坏，支护效果良好。图5矿压监测结果5结论本文以龙泉煤业4 2 0 5工作面主运顺槽为研究对象，通过分析探讨大断面留顶煤巷道围岩破坏机理、支护措施后，作如下总结：1）巷道采用留顶煤布置方式时，顶板及两帮塑性破坏深度和范围均较不留顶煤时显著增大，围岩稳定性更差。2）采用高强度、高预应力锚网索联合支护方案，可有效抑制围