王鹏举 周 钢 邹长磊 王 浩 王 超

(1.中国矿业大学力学与建筑工程学院，江苏 徐州 221116;2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116)

倾斜煤层沿空掘进巷道不对称支护技术

王鹏举1，2周 钢1，2邹长磊1，2王 浩1，2王 超1，2

(1.中国矿业大学力学与建筑工程学院，江苏 徐州 221116;2.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室，江苏 徐州 221116)

鉴于现阶段绝大多数巷道采用对称支护方法这一现状，通过理论分析、数值模拟以及物理相似模拟技术揭示巷道围岩的受力状态及变形破坏特征。研究表明倾斜煤层沿空掘进巷道围岩呈明显不对称受力状态及变形破坏特征，巷道断面与岩层倾斜方向成钝角的部位首先产生变形破坏，随后产生连锁反应，巷道的其他部位破坏，最后造成整个巷道的破坏失效。因此常规的对称支护技术不能保证巷道围岩的稳定，针对这一研究结果提出采用非对称的支护技术，在对称支护的基础上对薄弱(关键)位置补充加强支护，防止薄弱(关键)部位的破坏而导致的整个巷道的连锁式破坏，使巷道整个断面的变形趋于协调。在巷道掘进过程中和工作面回采过程中通过现场矿压及围岩变形量的检测分析，锚杆的受力均匀，巷道变形能够满足安全生产要求，表明支护效果较好，对类似条件巷道的支护有借鉴意义。

倾斜煤层 沿空掘进巷道 关键部位 不对称支护

随着煤炭需求量的日益增加，浅层煤炭资源日趋枯竭，开采深度逐年加大，巷道在深部围岩中的受力状态和浅部时差异很大，巷道围岩的地质力学环境更加复杂，围岩的结构呈现非对称性，加之高地应力的作用，使得巷道围岩大多数处于非对称的受力状态，围岩出现非对称变形破坏，此时常规的对称支护理念已经不能满足要求。局部高应力区的存在使得这部分首先出现失稳破坏，进而导至整个断面的连锁式破坏。但是如果提高全断面的支护强度，势必导致支护材料的浪费，增加支护费用，巷道的变形不协调，减缓了巷道的成巷速度，影响了煤炭开采的高效。

1 巷道不对称支护研究现状

针对上述现状，很多学者进行了研究：张农等[1]分析了巷道在薄层状煤岩互层中时围岩表现的非对称和不均匀的破坏特征，提出一锚杆、锚索、注浆的主动支护为主体构建整体封闭式支护，并辅以结构补强的支护技术；许绍明，徐颖针[2]对深部软岩巷道围岩的非对称变形破坏问题，通过现场考察研究，分析了巷道非对称变形破坏的原因，提出对薄弱部位采用加强支护的非对称耦合控制对策；杨科等[3]采用数值模拟综合分析了大倾角煤层回采巷道围岩结构特征，揭示了大倾角煤层回采巷道围岩力学特征非对称演化机理，提出并实施了大倾角煤层实体煤回采巷道和留小煤柱回采巷道的非对称锚网索支护方法；张蓓，曹胜根[4]基于大倾角煤层巷道围岩破坏现场探测信息，建立了不同岩层倾角下巷道围岩变形破坏的数值计算模型，研究了大倾角煤层巷道围岩非对称变形破坏机制，得出围岩变形破坏的关键部位，提出了大倾角煤层巷道围岩关键部位非对称耦合支护对策；傅清国等[5]通过三维数值模拟方法，研究巷道非对称变形时周围岩体的位移场分布规律，分析巷道推进到上部工作面下方时应力分布规律，为深部巷道非对称变形控制提供初步的理论依据；任奋华等[7]综合分析区域地质特征、岩体空间变异特征、开采技术条件和支护模式的基础上，利用FLAC3D程序技术定量评价了破碎岩体巷道非对称破坏的变形特征，并与现场检测对比，进一步验证了计算模型的正确性和可行性；王亚琼等[8]针对浅埋偏压连拱隧道施工中出现的受力非对称问题，结合工程实际情况，通过有限元分析与现场检测，洗浅埋偏压连拱隧道非对称支护结构的受力状况，采用非对称设计方法对支护结构进行优化；孙晓明等[9]针对深部倾斜岩层巷道围岩在开挖支护后所表现出来的非对称变形破坏的变形破坏机制及耦合控制对策进行了数值模拟与工程应用研究，研究表明，深层倾斜岩层巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位是产生非对称变形破坏的关键部位，非对称变形破坏的机制主要表现为岩层结构的非对称影响而产生的层间剪切滑移变形机制及高应力扩容机制等差异性变形机制，并提出了非对称耦合控制对策；徐颖等[11]针对深部软岩巷道围岩的非对称变形破坏，结合典型工程实例，提出了非对称耦合支护对策；邹敏锋等[10]针对某矿“孤岛”综采工作面的支护变形问题，通过现场实验与MIDAS软件数值模拟计算，提出了锚网复合不对称支护方法，计算和试验结果表明两帮变形更为协调，同一断面各锚杆间的受力分布更均匀，对巷道整个收敛量起到了较好的控制作用。

本研究在总结现有关于研究巷道不对称支护方法技术的基础上，分析位于倾斜煤层中的沿空掘进辅助巷道围岩不均匀破坏及失稳规律，主要研究锚杆、锚索等主动支护为主的非对称支护技术，并通过对重点薄弱部位进行加强支护，有效地控制了此类巷道围岩的破坏失稳现象。

2 巷道地质概况

某矿21108工作面埋深600～670 m，煤层倾角约10°，厚度变化较小，煤岩类型以亮煤为主；伪顶为炭质泥岩，平均厚度为0.52 m；直接顶为细砂岩，平均厚度为3.59 m；老顶为中砂岩，平均厚度10.21 m；直接底为泥岩，平均厚度2.77 m；老底为中粒砂岩，平均厚度18.34 m；围岩节理较发育，胶结程度差，松软破碎，自承能力差，而且对水的作用极为敏感。巷道沿顶板掘进，预留5 m小煤柱，巷道宽3 500 mm，低帮25 000 mm，高帮3 300 mm；岩性特征如表1所示。

表1 地层岩性特征Table 1 Formation lithology characteristics

3 倾斜煤层沿空掘进巷道围岩力学特性及变形机制

此巷道为倾斜煤层沿空掘进巷道，巷道两帮围岩结构不对称，加之上工作面回采影响，小煤柱各项物理力学性质相对于实体煤均有不同程度的减弱，这更加剧了巷道的不对称性，由于对此类巷道受力变形机理认识不足，巷道原支护方式为锚杆锚索对称支护，巷道掘进过程中断面局部围岩变形，导致巷道整个断面发生持续不对称变形，严重影响了矿井的生产安全，因此要想控制此类巷道的变形，必须对断面的关键部位进行补充加强支护。

现阶段对此类巷道的研究表明，倾斜岩层巷道断面与岩层倾斜方向的钝角部位是产生非对称变形的关键部位，非对称变形破坏的机制主要表现为首岩体结构的非对称影响而产生的层间剪切滑移变形机制及应力扩容变形机制等差异性变形机制。

通过数值模拟及相似物理模拟显示，巷道不利部位(关键部位)为小煤柱侧(右帮)、左侧底板、左侧顶板，如图1、图2所示。

图1 围岩受力状态数值模拟

图2 巷道变形破坏特征物理模拟

4 非对称支护参数设计

根据以上研究结果，巷道采用非对称支护方式，支护参数及步骤如下：巷道开挖后随即用高强预应力锚杆、钢筋网和钢带对巷道进行支护。顶板5根锚杆，杆体直径22 mm，长度2 500 mm，极限破断力大于300 kN，间排距800 mm×900 mm，预紧力大于200 N·m，全长锚固；右帮6根锚杆，间排距700 mm×900 mm；左帮4根锚杆，间排距800 mm×900 mm，两帮锚杆直径20 mm，长度2 000 mm，极限破断力大于300 kN，预紧力大于150 N·m，配150 mm×150 mm×6 mm的托盘。

初次支护结束后，紧接着进行局部关键部位的加强支护：左帮补打底角锚杆，锚杆直径22 mm，长度2 500 mm，极限破断力大于400 kN，全长锚固；左帮肩角补打预应力锚索，锚索直径17.8 mm，长度6 300 mm，极限破断力大于400 kN·m，延伸率大于4%，预紧力大于300 N·m，配有300 mm×300 mm×10 mm的托盘。为了施工工艺的简单易行，底角锚杆和左帮锚杆排距相同，且位于同一断面，固定于同一根梯子梁上；肩角锚索和顶板锚杆排距相同，位于两排锚杆的中间。具体支护参数见图3。

图3 不对称支护参数

5 不对称支护效果

由于采用了非对称支护技术，对薄弱位置进行了加强支护，使得整个巷道断面的受力更加趋于合理，巷道的变形更加协调，无局部破坏现象出现。在巷道掘进及回采过程中，对巷道围岩的变形进行检测，检测内容包括整个断面的矿压检测、两帮相对位移及顶底板相对位移，检测布置如图4。统计检测结果如下：巷道掘进过程中，锚杆最大受力96 kN，最小受力74 kN，受力基本趋于均匀；围岩收敛量见图5；工作面回采过程中，锚杆最大受力143 kN，最小127 kN，围岩收敛量见图6。

图4 检测设备布置图

6 结 论

(1)倾斜煤层沿空掘进巷道两侧围岩结构不对称导致巷道围岩受力不对称，上工作面回采影响更加加剧了巷道围岩的受力不对称性。

图5 掘进过程巷道表面位移量

图6 回采过程巷道表面位移量

(2)通过数值模拟计算及物理相似模拟分析确定巷道变形破坏的关键位置，并对关键位置进行补充加强支护。

(3)通过现场检测，在巷道掘进和工作面回采过程中整个断面锚杆受力均匀，巷道表面变形基本协调，并得到有效控制，表明支护效果较好。

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(责任编辑 石海林)

Asymmetric Supporting Technology Used in the Roadway Driving Along the Empty of Tilted Coal Seam

Wang Pengju1，2Zhou Gang1，2Zou Changlei1，2Wang Hao1，2Wang Chao1，2

(1．SchoolofMechanics&CivilEngineering，ChinaUniversityofMiningandTechnology，Xuzhou221116，China；2.StateKeyLaboratoryforGeo-mechanics&DeepUndergroundEngineering，Xuzhou221116，China)

At present，most of the roadway are supported in symmetrical support methods.In view of this situation，the stress，deformation and failure characteristics of roadway surrounding rock were investigated through the theoretical analysis，numerical simulation and the physical analog simulation technique.The research indicated that the surrounding rocks of roadway driving along goaf in inclined seam appear as asymmetric state.The obtuse angle positions formed along the cross section of roadway and the rock strata dip are damaged and deformed firstly，and then with a chain reaction generated at other positions，the whole roadway is completely destroyed.Therefore，the conventional symmetric supporting technology can not guarantee the stability of surrounding rock of roadway.Aimed at the research result，the asymmetric support technology is recommended.On the basis of symmetrical support，the weak(key)positions are additionally supported to prevent the destruction of the whole roadway chain resulted from partial failure.It makes the whole cross section of roadway tend to be coordinated.Field tests on the ground pressure and the deformation of surrounding rock show that the equal stress of the bolt and the roadway deformation can meet the safety requirement.So the roadway supporting performs well and this supporting can be considered as a reference for similar roadway.

Inclined coal seam，Roadway driving along the goaf，Key parts，Asymmetric supporting

2013-12-04

王鹏举(1988—)，男，硕士研究生。

TD353

A

1001-1250(2014)-04-070-04