综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护

梅　星，何富连

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京 100083)



综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护

梅星，何富连

(中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院，北京 100083)

[摘要]针对综放沿空掘巷顶煤稳定性差这一问题，建立了顶煤稳定性力学模型，研究了巷道顶煤破裂的判别条件及巷道上覆岩层的运动规律，在此基础上提出了综放沿空掘巷不对称支护的理念，结果表明：综放沿空掘巷巷道顶煤稳定性存在3种类型：即顶煤几乎不开裂、开裂比较频繁和开裂频率很高。顶煤开裂位置在巷道顶板中心偏煤柱侧，裂缝处的巷道顶板经历着“冒漏-回转挤压-冒漏”的往复过程，巷道顶板的支护设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。工业性试验表明不对称支护对综放沿空掘巷有较好的控制效果。

[关键词]沿空掘巷；顶煤稳定性；不对称支护

目前，留设区段煤柱保护回采巷道仍是国内多数煤矿的主要护巷方法，国外许多国家也是如此。区段煤柱留设对巷道保护起到了关键作用，但也损失了大量的煤炭资源。据统计，综放开采中工作面外的煤炭损失占采区总损失的61%，而区段煤柱的损失量就占到了36.7%，且随区段煤柱宽度的增大而增加[1]。为提高煤炭采出率，沿空掘巷技术在综放开采中越来越受到重视。

20世纪50年代，国内已有个别矿井使用沿空掘巷技术；70年代，开滦、潞安、阳泉等矿区先后进行了沿空掘巷技术的现场试验，取得了许多珍贵资料；80年代初期，沿空掘巷巷道围岩变形特征为研究者们所认知；90年代，随着锚杆支护技术的大面积推广应用，极大地促进了沿空掘巷技术的发展[2]；进入到21世纪，许多学者围绕着沿空掘巷、特别是在综放条件下沿空掘巷开展了大量的研究工作，得出了许多有价值的结论。侯朝炯、李学华[3]提出了综放沿空掘巷围岩“大小结构”观点，对沿空掘巷围岩失稳机理和控制原理做出了重要论述，一定意义上为沿空掘巷围岩控制技术奠定了理论基础。柏建彪[4]建立了沿空掘巷基本顶弧形三角结构的力学模型，阐释了弧形三角结构稳定性原理及其对沿空掘巷的影响，得出了综放沿空掘巷外部围岩稳定条件。总结前人的研究成果[5-11]，研究主要集中于弧形三角块结构和煤柱，而对于顶煤的研究较为少见。顶煤既是天然的承载体，同人工支护体一起影响着上覆岩层的应力状态及运移规律，又是主要的支护对象，为矿压显现的直接场所，因而对顶煤的研究十分必要。

本文在建立综放沿空掘巷顶煤稳定性分析力学模型的基础上，得出了顶煤的3种赋存状态及顶板的活动规律，并首次提出了综放沿空掘巷不对称支护的理念，在20103运输平巷成功进行了现场工业性试验，取得了理想的控制效果。

1顶煤稳定性分析及不对称支护理念

1.1顶煤稳定性力学模型

在综放沿空掘巷过程中，当巷道掘出后，上覆岩层的赋存状态如图1所示。抽象出巷道顶煤的力学模型，如图2，巷道顶煤左端可视为固支，鉴于在生产实际中煤柱两侧的破裂区宽度之和一般为6～10m[12]，两侧破裂区已完全贯通或接近贯通，可将右端约束视为可动铰支座。

图1　综放沿空掘巷上覆岩体的结构模型

图2　综放沿空掘巷顶煤稳定性分析力学模型

移除多余约束支座B，利用变形比较法建立补充方程

ωB=ωBq+ωBF

(1)

其中

(2)

(3)

式中，ωB为B端面的挠度；q为自重及上覆岩层对顶煤的载荷；FBy为多余支反力；ωBq为载荷q引起B端面的挠度；ωBF为FBy引起B端面的挠度；l为巷道宽度；E为顶煤的弹性模量；I为顶煤横截面对中性轴的惯性矩。

将(2)、(3)两式代入(1)解得多余支反力

(4)

利用叠加原理求顶煤的弯矩

M(x)=Mq(x)+MFBy(x)

(5)

其中

Mq(x)=EIω″q

(6)

MFBy(x)=EIω″FBy

(7)

(8)

(9)

式中，M(x)为顶煤的弯矩函数；Mq(x)为载荷q引起顶煤的弯矩函数； MFBy(x)为FBy引起顶煤的弯矩函数；ωq(x)为载荷q引起顶煤的挠度函数；ωFBy(x)为FBy引起顶煤的挠度函数。

将(6)、(7)、(8)、(9)4式代入(5)得

(10)

Mmax=9ql2/128

(11)

σmax=Mmax/Wz=27ql2/64bh2

(12)

式中，Wz为顶煤梁的抗弯截面模量；b为顶煤梁的宽度，取1；h为顶煤梁的厚度。

考虑到采矿工程特性，在长度达到几千米的巷道中，不可避免地存在影响围岩力学性质的地质构造，且岩体性质在不受构造影响时在整条巷道也不是完全相同，则顶煤赋存状态为以下3种类型

σmax≤0.9σb

(13)

0.9σb<σmax<1.1σb

(14)

σmax≥1.1σb

(15)

式中，σmax为顶煤的最大拉应力；σb为顶煤的抗拉强度。

在式(13)条件下，巷道顶煤几乎无开裂现象，仅在受特殊地质条件影响段开裂；在式(14)条件下，巷道顶煤开裂现象频繁，开裂位置在距巷道顶板中心l/8处偏煤柱侧，而在巷道围岩性质相对较强段无裂缝；在式(15)条件下，巷道顶煤开裂现象频率很高，巷道大范围地出现裂缝，开裂位置在距巷道顶板中心l/8处偏煤柱侧。在后两种情况下，顶板中部偏煤柱侧出现裂缝后，随着裂缝的扩展，裂缝贯通顶煤，沿巷道轴向的扩展使某些相邻的裂缝相互贯通，形成长裂缝。由于裂缝周围损伤煤体的破碎冒漏，给了顶煤水平运移和变形的空间，破坏了顶煤上覆结构的平衡状态，引起基本顶的回转，基本顶的回转又加重了顶煤裂缝处的挤压。裂缝处为应力集中区，加之裂缝附近煤体均为损伤煤体，因而裂缝处的挤压极易导致新的冒漏出现。巷道顶板经历着“冒漏-回转挤压-冒漏”的往复过程，直至形成长期稳定的平衡。

1.2不对称支护理念

传统的矩形回采巷道支护设计中，顶板支护通常是关于巷道中心线的轴对称设计，或者为迈步设计，其实质是关于巷道中心线某点的中心对称设计，这对于缓斜煤层且煤柱宽度较大的巷道是适宜的。由图1及上文的计算结果可以发现，沿空巷道上覆岩体的结构、性质存在着明显的差异性，这种差异性导致沿空掘巷中应力场表现出强烈的不对称性。煤层层位中，巷道左侧为实体煤，右侧为窄煤柱，紧接着为未放煤体和散体矸石；直接顶层位中，左侧为完整的直接顶，右侧则出现了宏观裂缝，紧接着为散体矸石；基本顶层位中，左侧为完整基本顶，而右侧为砌体梁结构。由前文的计算中也能看出，顶煤的开裂也发生在偏向煤柱侧，式(10)的弯矩函数并未关于巷道顶板中心线对称。在煤柱宽度较大的情况下，这种差异性表现得不够明显，采取对称的支护设计也是合理的，然而，沿空掘巷时煤柱很窄，因而在巷道设计中顶板和两帮在支护形式、支护强度和支护密度等方面应当存在合理的差异性，巷道顶板的支护设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。

2工程实例应用

2.1工程概况

某矿20103工作面的北部为20105工作面采空区，20105工作面为综放开采。两工作面间的区段煤柱为矿井首个8m宽煤柱，此前的区段煤柱宽度均为19.4m。20103工作面的南部为尚未开采的20101工作面，东部为中央回风大巷、中央胶带大巷和中央辅运大巷，工作面布置见图3。

图3　20103工作面位置示意

20103工作面煤层赋存稳定，钻孔揭露煤层厚度5.95m。煤层结构较复杂，一般含1～2层炭质泥岩、泥岩夹矸。20103工作面基本顶为粉砂岩，厚12.80m；直接顶为砂质泥岩，厚1.21m；直接底为泥岩，厚1.52m；之下有一层0.48m厚的煤层，老底为粉砂岩，厚6.83m。

20103工作面运输平巷在20105工作面回采结束后掘进，为矩形断面，断面规格为5600mm×3550mm(宽×高)，巷道长度为1490m。20103工作面运输平巷采用“锚索桁架+单体锚索+锚杆+钢筋网”联合支护方式，顶板为对称的支护设计。锚索桁架为专用连接器连接的新型预应力锚索桁架，每排单体锚索用一根W钢带连接。

2.2顶煤矿压显现及分析

巷道掘进到580m时，通过对20103运输平巷0～560m范围内的调研发现，巷道矿压显现强烈段频率很高，占到整个调研段的52.6%。距巷道顶板中部约650～800mm偏煤柱侧出现裂缝，共计27条，最长裂缝沿巷道轴向延伸14.6m，顶板整体性较差，局部破碎，变形严重，部分区域出现冒顶，冒顶高度1～1.5m，W钢带挤弯现象频繁、部分折断，锚索桁架多架松脱失效，且在重新张紧后不久便再次发生松脱；巷道煤柱帮侧变形量相对较大，局部区域网兜明显，个别区域出现片帮，最大片帮深度超过1.2m；实体煤帮侧变形稍小，巷帮表面煤体较破碎，变形和扩容现象明显，局部区域发生片帮，片帮深度在0.6～0.9m之间。矿压显现表现出明显的不对称性，顶板及两帮矿压显现剧烈段绝大多数于顶煤开裂段。

由基本顶上载荷的计算公式及砌体梁理论[13]可以求得，q为101.7kPa，代入式(12)得σmax为0.23MPa(σb为0.21MPa)，可知20103运输平巷顶煤为第二种类型，因而在顶板中部偏煤柱侧多处存在裂缝。由于巷道顶板经历着“冒漏-回转挤压-冒漏”的往复过程，巷道顶煤不断向裂缝处内移，这也就解释了锚索桁架在重新张紧后不久就松脱的现象，W钢带也因为自身刚性较大，不能与顶煤协调变形，而被挤弯乃至折断。锚索桁架的失效使顶板的支护大打折扣，加上W钢带的失效使原本连接起来的单体锚索丧失了整体性，导致矿压显现十分剧烈。

2.3不对称支护方案及应用效果

20103运输平巷在未经历本工作面回采的影响下矿压显现已经十分强烈，为保证安全生产，有必要对580～1490m段的巷道支护重新设计。鉴于巷道矿压显现的不对称性，设计采用“锚梁桁架+锚索桁架+锚杆+钢筋网”的不对称支护设计。由于锚索桁架会出现松脱，设计中仅少量使用以防止恶性冒顶，W钢带也改为刚度较小的钢筋梯子梁，锚梁桁架中的槽钢开口处预留锚索内移的空间。新方案如图4、图5所示，具体支护方案如下：

图5　不对称支护方案

顶板支护锚杆选用φ20mm×2500mm的左旋螺纹钢锚杆，间排距1000mm×900mm，每根锚杆使用1卷Z2360树脂药卷和1卷CK2335树脂药卷，150mm×150mm×6mm的碟形托盘，每排锚杆用长度5300mm，φ14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁相连，宽度80mm；非对称锚梁桁架选用φ17.8mm×8250mm单体锚索，锚索孔深8000mm，间排距为1500mm×1800mm，每根锚索使用1卷CK2335和2卷Z2360树脂药卷，300mm×300mm×16mm的Q235钢板，每排锚索用长度3700mm，φ16mm圆钢焊制的钢筋梁相连，巷道中部锚索和靠煤柱帮侧锚索采用长2200mm的16号槽钢连接，配合使用300mm×120mm×16mm的钢垫片，钢垫片开孔直径为25mm；高预应力锚索桁架用φ17.8mm×8250mm高强度预应力钢绞线，钻孔深度7000mm，锚固药卷采用1卷CK2335和2卷Z2360树脂药卷，排距为14400mm，其底部跨度为2100mm；顶板铺φ6mm冷拔丝菱形金属网。

实体煤帮支护锚杆选用φ18mm×2000mm普通金属锚杆，间排距950mm×900mm，每根锚杆使用1卷Z2360树脂药卷，150mm×150mm×6mm的碟形托盘；铺高强菱形金属网。

煤柱帮支护锚杆选用φ20mm×2500mm螺纹钢锚杆，间排距950mm×900mm，每根锚杆使用1卷Z2360树脂药卷和1卷CK2335树脂药卷，150mm×150mm×6mm的碟形托盘，每排锚杆用长度3250mm，φ10mm圆钢焊制的钢筋梁相连；铺高强菱形金属网。

应用不对称支护方案后，在580～1490m段掘进以及工作面回采过程中，巷道矿压显现强烈段频率大幅降低，没有明显冒顶现象发生。巷道顶板出现裂缝的频率也有所降低，裂缝沿巷道轴向的最大长度下降为3.4m。由图6可以看出，巷道围岩在工作面采动影响下围岩变形量并不大，处于安全范围之内。新设计的不对称支护方案对于20103运输平巷的控制效果良好。

图6　20103运输平巷不对称支护段围岩变形曲线

3结论

(1)综放沿空掘巷巷道顶煤存在3种赋存类型：当σmax≤0.9σb时，顶煤几乎不开裂；当0.9σb<σmax<1.1σb时，顶煤开裂现象比较频繁；当σmax≥1.1σb时，顶煤开裂频率很高。顶煤开裂位置在距巷道顶板中心l/8处偏煤柱侧。

(2)综放沿空掘巷巷道顶煤出现裂缝后，巷道顶板将经历“冒漏-回转挤压-冒漏”的往复过程，巷道上覆岩体的结构、性质的差异性导致巷道围岩应力场的强烈不对称性，巷道顶板支护设计应是适当靠近煤柱侧的偏心设计。

(3)现场工业性试验表明，不对称支护对于综放沿空掘巷适应性良好，矿压显现各项指标均得到降低，控制效果良好。

[参考文献]

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[责任编辑：王兴库]

Top Coal Stability and Asymmetrical Supporting of Roadway that Driving along Goaf with Fully Mechanized Top Coal Caving

MEI Xing，HE Fu-Lian

(College of Resources & Safety Engineering，China University of Mining & Technology(Beijing)，Beijing 100083，China)

Abstract：In order to solve the problem of top coal instability of roadway driving along goaf with fully mechanized top coal caving face，a mechanical model of top coal stability was conducted to evaluate the criterions of top coal broken and overlying strata movement law，then asymmetrical supporting idea was put forward.The results showed that top coal stability style in roadway that driving along goaf with fully mechanized top coal caving face included three types，which was almost no cracking，cracking more frequent and cracking very frequently.The position of top coal crack that located in the center of roof，which close to the coal pillar，the roadway roof near the crack point experienced the process of“collapse-rotary extrusion-collapse”，the supporting designing of roadway roof should be an asymmetrical supporting that close to the coal pillar.Industrial test indicated that asymmetrical supporting achieved great controlling effect for roadway along goaf with fully mechanized top coal caving face.

Keywords：roadway driving along goaf；stability of top coal；asymmetrical supporting

[中图分类号]TD353

[文献标识码]A

[文章编号]1006-6225(2016)01-0059-04

[作者简介]梅星(1988-)，男，河南郑州人，博士研究生，主要从事矿山压力及其控制的研究。

[基金项目]国家自然科学基金资助项目(51234005)；中央高校基本科研业务费专项资金资助(No.2010YZ02)。

[收稿日期]2015-09-24

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.01.016

[引用格式]梅星，何富连.综放沿空掘巷顶煤稳定性及不对称支护[J].煤矿开采，2016，21(1)：59-62，32.