采动影响下特厚煤层巷道围岩支护技术

DOI:10.13347 /jki.mkaq.2021.02.020

吕坤.采动影响下特厚煤层巷道围岩支护技术[J].煤矿安全，2021,52(2): 105-112.

LYU Kun. Surrounding rock support technology of extra thick coal seam roadway under the influence of min-

ing[j]. Safety in Coal Mines, 2021, 52(2): 105—112.

采动影响下特厚煤层巷道围岩支护技术

吕坤1，2,3

世界8大奇迹(1.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院，北京1〇〇〇13;2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室（煤炭科学研究

总院），北京100013;3.辽宁工程技术大学安全科学与工程学院，辽宁阜新123000)

摘要：针对酸刺沟煤矿特厚煤层巷道受2次采动影响后围岩支护困难的问题，采用理论分析、

数值模拟与工程实践相结合的方法，分析了采动影响下特厚煤层巷道围岩破坏规律，提出了采

动影响下特厚煤层巷道围岩分次支护技术，并进行了工程实践。结果表明：一次采动影响下，巷

道围岩塑性区呈“增大-平稳”趋势，主要表现为滞后影响，工作面后方300 m外，塑性区保持不

变，二次采动影响下，巷道围岩塑性区呈“减小-平穗”趋势，工作面30 m范围内影响较大，随后

逐渐趋于稳定，试验巷道围岩能够保持稳定。

关键词：特厚煤层；采动影响；塑性区；破坏机理；巷道支护

中图分类号：TD353 文献标志码：B文章编号：1003-496X(2021)02-0105-08

Surrounding rock support technology of extra thick coal seam roadway under the influence of mining

LYU Kun1.2,3

(\ .Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute, Beijing100013, China;2.State Key Laboratory of High Efficient Mining and Clean Utilization of Coal Resource, China Coal Research Institute, Beijing100013, China;

3. College of Safety Science and Engineering, Liaoning Technical University, Fuxin123000, China)黄圣依粉红乳晕

Abstract：In view of the difficulty of surrounding rock support in the extra thick coal seam roadway affected by twice mining in Suancigou Coal Mine, the deformation and failure law of surrounding rock in the extra thick coal seam roadway under the influence of mining was analyzed by means of theoretical analysis, numerical simulation and engineering practice. The staged supporting technology for the roadway surrounding rock of extra-thick coal seam under the influence of mining was proposed, and the engineering practice was carried out. The results show that under the influence of primary mining, the plastic zone of surrounding rock of roadway presents a trend of “enlargement and stabilization”，which is mainly manifested as lag effect. Outside 300 m behind the working face, the plastic zone remains unchanged. Under the influence of secondary mining, the plastic zone of surrounding rock of roadway presents a trend of a reduction-stabilizationand the effect is larger within 30 m of the working face, and then gradually tends to be stable. And the surrounding rock of the test roadway can maintain stability.

Key words：extremely thick coal seam; mining influence; plastic zone; failure mechanism; roadway support

我国厚煤层可采储量约占全国总可采储量的 45%m。随着煤矿开采强度的增加，采动影响越来越剧烈，特别是特厚煤层巷道，煤体自身围岩强度相对较弱，顶煤和煤帮往往会出现大变形、支护体失效

树的成语等

基金项目：国家重点研发计划资助项目（2017YFC0804205)；中国煤炭科工集团科技创新基金资助项目（2019-TD-QN018)；中国博士后科学基金资助项目（2019M660598)现象，甚至发生冒顶事故，给煤矿生产带来了巨大的安全问题，严重制约着矿井的高产高效。

在特厚煤层巷道围岩控制方面，专家学者做了大量的研究工作，王汉鹏等通过模拟研究得到深部厚煤层回采巷道围岩的破坏机制，针对性的提出了锚网带与预应力锚索梁耦合让均压的优化支护方案和参数；张国锋等131提出采用恒阻大变形锚杆初

.105

次支护和顶板加强、两帮让压、底角加固的二次互补加强支护技术控制巨厚大地压软围岩煤层回采巷道变形；任建喜等141分析了深埋特厚煤层采动影响范围以及对邻近巷道的影响规律；于斌等151以大同矿区特厚煤层为工程背景，分析了巷道超前支护段的强矿压显现机制；朱术云等161探究了兖州煤田兴隆庄煤矿特厚煤层综放开采对底板岩层的破坏规律；兰奕文等[71详细研究了特厚煤层强采动巷道变形特征，提出了顶板全锚索控制系统；杨本生等181研究了厚煤层巷道底鼓机制及控制原理，提出了对厚煤层巷道底板进行中、深部加固的治理思想控制底鼓；刘占斌等191研究了不连沟煤矿特厚煤层采动影响下巷道围岩的变形和破坏规律。

虽然专家学者对特厚煤层采动巷道围岩破坏规律与控制方面做了大量的研究但不同的工程地质条件下采动巷道围岩破坏规律也不同，因此针对酸刺沟煤矿特厚煤层采动巷道工程地质条件，运用理论分析、数值模拟和工程实践相结合的方法对采动巷道围岩破坏特征展开研究，提出特厚煤层巷道围岩支护技术。

1工程背景

酸刺沟煤矿6上111运输巷受到邻近6上109 工作面与6上111工作面2次开采扰动，煤柱宽度 25 m，回采巷道具体位置示意图如图1。该区域6上煤层平均厚度11m，倾角0~2。，埋深丨80~280 m，平均2

大连旅游景点大全30 m。煤层顶板主要为细粒砂岩、粗粒砂岩及中粒砂岩等，底板主要为泥岩、细粒砂岩、粗粒砂岩等。

6上111辅运巷

6上111工作面

6上m运输巷

6上109辅运巷

6上109工作面

6上109运输巷____________________

图1回采巷道位置示意图

Fig.l Location diagram of mining roadway

2采动应力演化规律

回采巷道的破坏与开采扰动密切相关，采动影响是回采巷道围岩破坏的关键因素，弄清采动应力的演化规律对巷道布置与支护设计具有重要作用心|71。以酸刺沟煤矿6上109、6上111工作面为工程背景，通过FLAC3I>模拟分析一次、二次采动应力场的演化规律。

•106 •

模型尺寸：700 mx600 mxl58 m(无xyxz)，尤方向为工作面倾向，y为工作面走向。模型上方施加2.75 MPa垂直应力，方向水平应力分别为垂直应力的1.3和1.2倍，模型四周和下方均采用位移固定边界，采用摩尔-库仑本构关系。煤岩层物理力学参数见表1。

表1煤岩层物理力学参数

Table 1Physical and mechanical parameters of

coal and rock strata

岩性

密度

/(k g.m”

体积模

量/GPa

剪切模

量/GPa

黏聚力

/MPa

内摩擦

角/(。）

抗拉强

赵东赫度/MPa

粗粒砂岩 2 580 1.99 1.13 5.3043 2.95泥岩 2 610 5.02 2.32 6.5643 3.20

细粒砂岩 2 630 3.54 1.82 6.8246.2 3.15

粗粒砂岩 2 580 1.99 1.13 5.3043 2.95

中粒砂岩 2 610 4.13 1.80 6.4846.1 2.58

粗粒砂岩 2 580 1.99 1.13 5.3043 2.95

细粒砂岩 2 630 3.54 1.82 6.8246.2 3.15

6上煤1550 2.450.88 2.0035.40.80

泥岩 2 610 5.41 2.21 3.5045.8 1.50

砂岩 2 650 2.18 1.13 4.3242.5 2.85

泥岩 2 610 5.41 2.21 5.4045.8 2.50

砂岩 2 650 2.18 1.13 4.3242.5 2.85

泥岩煤互层 2 610 5.41 2.21 5.4045.8 2.50砂岩 2 650 2.18 1.13 4.3242.5 2.85

6上109工作面推采后，6上111运输巷一次采动影响下巷道围岩主应力分布特征如图2。

与工作面距离/m

图2 —次采动影响下巷道围岩主应力分布特征Fig.2 The main stress distribution characteristics of

the roadway surrounding rock under the influence of

primary mining

由图2可知，巷道围岩主应力随着工作面的推进逐渐增大最后趋于稳定，

具体表现为：工作面前方

根据蝶形塑性区理论的相关成果[K )-121，得出了非等压条件下圆形巷道围岩塑性区边界方程：

9(l -^)2( «_)8+(-12(1-^)2+6(1-^V )x

cos (2l ^-a l ) )( — ) +(10(1-—) cos 2(2l^-al )-

4(1-—) sin 2^c 〇s 2( 21^-al )-2( 1) sin 2( 21^-al )-P 3

P 3

4( 1 -^V )cos(

)+(1 +— )2)(— )x

(_4(l -^-)2cos (4l 0-a l )+2(l -^V )cos (2l 6>-o :l )-P3

4( 1 -^V )sinVc 〇s ( 2l (9-al )-P3

4C (p 3-p 丨）sin 2<jpcos (2l 汐-a l ) )( a )2 +

p ,2

((1 _P l )2 -sin 2y (! +Pj .+2Ccog ^ f )=〇

Pi Pi p p m >式中：r 为塑性区半径,m ;a 为巷道半径,m ;Pl, ；>3为区域应力场最大主应力、最小主应力，MPa;C 为围岩黏聚力，MPa #为围岩内摩擦角，（°);0为任意方向与水平轴夹角，（°);a 力最大主应力与竖直方向的夹角，（°)。

将数值模拟中的采动应力代入公式计算，得出的

采动影响下巷道围岩塑性区分布特征如图5和图6。

图5 —次采动影响下巷道围岩塑性区分布特征

Fig.5 Plastic zone distribution characteristics of surrounding rock under the influence of primary mining

由图5分析可知

，一

次采动影响下，随着工作面

的推进，塑性区先增大后趋于稳定。超前工作面区域塑性区变化不大，塑性区主要表现为滞后影响，工作

面后方300 m 以外，塑性区基本区域稳定。

由图6分析可知，二次采动影响下，巷道超前区域塑性区先减小后趋于稳定。超前工作面30 m 范围塑性区较大，随后逐渐减小并趋于稳定。

3.2数值模拟分析

3.2.1掘进期间巷道破坏特征

巷道开挖后，周边围岩应力重新分布，当围岩应

90 m

至后方50 m ，最大王应力6.58~9.43 M P a ，与原岩应力相比，应力增加系数丨.〇4~1.49，主应力变化不大；工作面后方50〜350 m ，最大主应力9_43~

13.67 M P a ，应力增加系数1.49〜2.16，主应力变化较

大，工作面后方350 m 以外主应力趋于稳定。

6上1丨1工作面开采后，6上111运输巷二次采动影响下巷道围岩主应力分布特征如图3。

c .__|__|___|___|__|___|__|__|__|__|

0 20 40 60 80 100 120 140 160 180 200

超前工作面距离/m

图3

二次采动影响下巷道围岩主应力分布特征

Fig.3 The main stress distribution characteristics of the roadway surrounding rock under the influence of

secondary mining

由图3分析可知，随着与工作面距离的增大，巷道围岩主应力先减小后趋于稳定，具体表现为：工作面前方〇〜40 m ，最大主应力17.03〜15.17 MPa ，与一次采动应力相比，应力增加系数1.25〜1.M ，应力影响较大；工作面前方40〜130 m ，最大主应力为 15.17~13.68 MPa ，应力增加系数1.11~1.00，主应力变化不大逐渐趋于稳定。3

采动影响下特厚煤层巷道围岩破坏机理

3.1 理论分析

力学模型如图4。

P ,

图4

力学模型

Fig.4 Mechanical model

4120 8

囊

•

107

0.60

120

超前工作面距离M

160

200

图6

二次采动影响下巷道围岩塑性区分布特征

Fig.6 Plastic zone distribution characteristics of surrounding rock under the influence of secondary mining

力高于围岩强度时，将发生塑性破坏，巷道围岩周边将出现塑性区。巷道开挖后围岩塑性区范围如图7。

由图7可知，6上111运输巷开挖后围岩发生小范围的塑性破坏，顶板和两帮塑性区0.5 m ，底板基本不发生塑性破坏；巷道掘出后基本不发生破坏，

■E

图7

巷道开挖后围岩塑性区范围

Fig.7 Plastic zone of surrounding rock after

roadway excavation

掘进对巷道围岩稳定性影响不大。

3.2.2 一次采动期间巷道破坏特征

6上111运输巷开挖稳定后，受邻近6上109 工作面的开采影响，巷道围岩应力又重新调整，加剧了围岩塑性区的扩展。一次采动影响下巷道围岩塑性区范围如图8。

(a )超前30 I (h )工作面处

_).丨：作面后方50r

(d )工作面后方100,

(g )工作面后方250 m

(f) 丁.作面后方200,

iear—

letir-iea r—s le a r— tension-> —j> v o lu m e—p ■» s e n s io n -n v o lu m e —p

■» v o ju rn f -h v o lu rn f—p ■

* v o lu n e -p volum e

o lu rn e —n v o lu m e —p l—p v o lu m e—p -n v o lu rn e -p

s h p ^r - » v j i i i i m e —n

le n s |〇n -n s h e a r -p ter

len sjim —n s h e ^r -p I p i te n s io n -n 丨e n sm n -f)

v o lu m e —p

(h )工作面后方300 m

图8 —次采动影响下巷道围岩塑性区范围

Fig.8 Plastic zone of surrounding rock under the influence of primary mining

由图8分析可知，6上109工作面超前区域巷

道围岩塑性区范围不发生变化；工作面后方50

0.74-0.72-

丨运输往

6上109辅运^

6丨..丨丨丨运输# 6卜丨<»丨：作lfll

(S 上丨(W 辅运4k'’

一

0 8 6

7 6

6 6 6o .o .o .o.d •

108-

处，顶板和两帮塑性区开始扩展，塑性破坏深度由 0.5 m增加到1.0 m，底板塑性区没有增大；工作面后方100 m处，顶板和煤柱帮塑性区由1.0 m增加到1.5m，开采帮塑性区深度不变，范围增大，底板塑性区不变；工作面后方150 m处，顶板和煤柱帮塑性区范围增大，开采帮塑性区由1.0 m增加到1.5 m，底板塑性区不变；工作面后方200 m处，顶板塑性区增大到2.0 m，两帮和底板塑性区不变；工作面后方250 m处，顶板和开采帮塑性区范围略微增大，煤柱帮和底板塑性区几乎不变；工作面后方300 m处，开采帮塑性区范围增大，顶底板与煤柱帮塑性区不变；工作面后方随着距离的继续增加，巷道围岩塑性区基本保持稳定，不再扩展。由此可知，受一次采动影响后，6上111运输巷受工作面超前影响不大，主要表现为滞后影响；工作面后方50 m处巷道围岩塑性破坏开始加剧，工作面后方300 m以后，巷道围岩塑性基本保持不变。

3.2.3二次采动影响期间巷道破坏特征

最好的电影6上111工作面开采后，6上111运输巷受到二次采动影响，巷道围岩应力发生改变，围岩塑性区继续扩展。二次采动影响下巷道围岩塑性区范围如图9〇

(H)超前30 m( e )超前50 m

图9二次采动影响下巷道围岩塑性区范围

Fig.9 Plastic zone of surrounding rock under the influence of secondary mining

由图9分析可知，工作面处巷道围岩塑性区破坏范围大，顶板最大塑性区深度可达7.5 m，煤柱帮最大塑性区深度3.0 m，底板最大塑性区深度2.0 m；工作面前方10 m处，顶板塑性区深度2.5 m，两帮塑性区深度2.0 m，底板塑性区深度1.0 m；工作面前方20 m处，顶板塑性区深度2.0 m，两帮塑性区深度2.0 m，底板塑性区深度0.5 m；工作面前方 30 m处，顶板塑性区深度2.0 m，开采帮塑性区深度l. 5 m，煤柱帮塑性区深度2.0 m，底板塑性区深度 0.5 m；工作面前方50 m处，顶板塑性区深度2.0 m, 两帮塑性区深度1.5m，底板几乎无塑性区；随着距离的增大，巷道围岩塑性区基本保持不变。由此可知，受二次采动影响后，6上111运输巷超前工作面30 m范围影响剧烈，30 m以外范围影响较小，塑性区基本保持不变。4采动影响下特厚煤层巷道分次支护技术

根据6上111运输巷围岩塑性区特征，提出了特厚煤层巷道分次支护技术：第1次采用锚杆、锚索、锚网联合支护；第2次采用锚索与钢带补强支护；第3次采用高强单体液压支柱超前支护。巷道支护方案如图10。

掘进期间，顶板米用<f>20 mmx2 200 mm左旋螺纹钢锚杆，间排距1〇〇〇m m xlO O O mm；采用小17.8 mmx6 500 m m描索，间排距 2 000 nimx2 ()()0mm〇煤柱帮采用办20 mmx2 200 mm左旋螺纹钢锚杆，间排距1000 mmxl000 mm〇开采帮采用小20 m m x 2000 nini玻璃钢错杆，间排距 1 000 mnixl 000 nim。受一次采动后，顶板每排补打2根小21.6 mmx8 500 mm锚索，加3.7 miT型钢带，排距2 m。二次采动工

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采动影响下特厚煤层巷道围岩支护技术

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