郭子程

（潞安集团余吾煤业，山西长治 046103）

综放软岩顺槽变形机理支护技术研究

郭子程

（潞安集团余吾煤业，山西长治 046103）

在“三软”巷道中采用综放开采时，由于巷道及煤层本身的松软，容易产生顺槽等的大变形，在实际生产过程中，需要研究松软煤层工作面的走向和侧向的支撑压力的分布，避开峰值压力，从而确定超前的支护距离和下个顺槽的位置，再通过数值模拟确定丰汇煤矿的支护方式，为此类矿井支护提供了经验。

“三软”；支撑压力；数值模拟

软岩巷道围岩变形量大是目前很多矿井需要亟待解决的难题之一，软岩巷道受埋藏深度和围岩性质等因素影响，这一问题显的尤为突出。回采巷道围岩移近量大，导致巷道严重变形，影响井下皮带运输和人员通行，加大了通风阻力，给煤矿无障碍运行带来了困难[1]。为了解决软岩巷道大变形的问题，近年来国内外许多研究人员从围岩的力学性质、物理、系统整体的能量法、围岩底鼓的力学机制与整体变形等方面对变形机理进行了卓有成效的研究[2]，并提出了许多行之有效的措施和方法。因此，本文通过丰汇煤矿的实际情况，介绍顺槽的变形机理以及对其支护的研究。

1工程概况

丰汇煤矿开采第15号煤层，布置的首个开采工作面为15101工作面。该煤层位处于太原组下层，上部距离K2灰岩约18m，厚度为4.25～5.85m，平均4.97m，含0-3层泥岩夹矸，结构较简单，倾角为0°～11°，平均5.5°，硬度系数为2～3，赋存稳定。深灰色泥岩顶板，水平层理，其中富含植物化石，灰黑色砂质泥岩底板。煤层顶底板情况如表1所示。

本矿井为高瓦斯矿井，矿井瓦斯最大相对涌出量46.06m3/t，在巷道布置时设置一条尾巷，专门用于抽放瓦斯。15101工作面的两顺槽和尾巷采用相平行的布置方式，中间的巷道命名为轨道顺槽，靠近西边的巷道命名为运输顺槽，靠近东侧巷道命名为尾巷，三条巷道均沿煤层顶板掘进，用综采放顶煤采煤法开采方法。

2 松软厚煤层工作面支承压力分布特征研究

2.1 松软厚煤层工作面倾斜方向支承压力理论计算

近水平煤层单个工作面开采后，采空区周围岩层处于未垮落完全的状态，可认为采空区宽度为岩层破裂高度的2倍。采空区上覆岩层的运动是以岩层群为单位，每一个岩层群总有一个能够控制该群移动和变形，并且这个层结构致密、厚度厚且坚硬，这层也称为关键层。自重应力σq和应力增量Δσ等两部分构成采空区一侧煤体的侧向支承压力σ[3]，即：

每个关键层悬露部分对称地分布在采空区上方，因此采空区一边煤体的压力为其重量的一半，在采空区一边煤体铅垂方向的应力增量呈等腰梯形的增长趋势，则第i个关键层对下部采空区一边煤体的应力增量为：

式中：σmaxi为第i层关键层对下部采空区煤体上施加的最大支承压力，MPa，σmaxi=Qi/Hicot α；Hi为第i层关键层厚度中心到煤层底板的距离，m；Hi=I+Mi/ 2+ΣMj（j=1～i-1）；α称为岩层移动角,°。

将上述的n个关键层对下部采空区一边产生的应力增量相加，从而计算出应力增量Δσ。

由自重产生的应力σq为：

式中：H为采深，m；γ为岩层容重，kN/m3；α为岩层移动角，°。

根据15101工作面采矿地质条件，考虑到为浅埋深，表土段厚度小，基岩厚度相对较小，同时基岩受风化剥蚀作用，取计算参数：I=75m，γ=2.6 t/m3，α=80°（根据其它矿区微地震监测结果），Hmax=350m，M1=275m。

为简化计算，把上覆破碎垮落的岩层作为一个岩层群，可得具体的侧向支承压力压力：

15101 工作面倾斜方向支承压力分布特征见图1。从图1中可以看出，采空区外侧煤体倾斜方向支承压力峰值位置与采空区相距约38m，得出支承压力峰值强度约为29 MPa；距采空区13m以内为低应力区，也是塑性区；距采空区13～76m为支承压力影响区；距采空区76m以外为原岩应力区；距采空区13～38m为弹塑性损伤区；距采空区38m～∞为弹性区。

2.2 松软厚煤层工作面走向支承压力理论计算

在高应力作用下，依据煤柱中应力分布情况，上区段采空区一侧由煤体边缘到放煤巷道周围，出现由塑性区、弹性区到原岩应力区的过渡，根据岩体的极限平衡理论，塑性区的宽度及支撑压力峰值与煤柱边缘的距离x0为[4]：

式中：M为煤层厚度，m；ρ为侧压系数；φ0为煤层界面内摩擦角，°；C0为煤层界面的黏聚力，MPa；k为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，kN/m3；q为支护阻力，kN。

根据15号层煤的力学性质及该工作面的开采条件，取煤层厚度M为5.0m，侧压系数ρ为0.5，平均开采深度H为350m，煤层界面的内摩擦角φ0为18°，煤层界面粘聚力C0为0.1 MPa，应力集中系数k为2.5，γ为25 kN/m3，支护阻力q为0，则x0为16.5m。因此，煤柱的铅直应力σy为：

式（6）煤柱的铅直应力与距采空区的关系，通过计算原始应力铅直为8.75 MPa，反算可以得出减压区宽度约为13m，最大铅垂应力为21.9 MPa，反算得出前支承压力峰值距煤壁约16.5m。若仍按超前支承压力峰值到煤壁距离的2倍估计超前支承压力影响距离，则预计超前支承压力影响范围为33m。

从上述可知，采空区外侧煤体侧支承压力峰值位置距采空区约38m，工作面超前支承压力峰值到煤壁的距离为16.5m，在设计顺槽或者超前支护的过程中需要避开应力高峰，有利于巷道的维护。

3 支护参数模拟分析

通过上述研究发现，仅仅通过计算巷道的布置参数还不足控制顶底板的移动，还需要对巷道的支护进行设计才能更好的研究保证软岩巷道的完整。

方案一：当前锚网索支护+两帮及底板注浆+底角45°锚杆+辅棚。

方案二：两帮短锚索带支护+当前顶板支护+辅棚。

图2-图4所示分别为实施方案一时巷道围岩垂直位移云图、水平位移云图及塑性区分布图。模拟围岩垂直应力为25 MPa。从图中可以看出，巷道顶底板移近量约为250mm，其中底鼓量为100mm，顶板下沉量150mm；两帮移近量约为300mm；围岩破坏区域较小，主要是巷道肩角。可见通过实施方案一，能够有效控制底鼓及两帮变形，同时通过辅棚能够有效控制顶板下沉。

图5-图7所示分别为实施方案二时巷道围岩垂直位移云图、水平位移云图及塑性区分布图。模拟围岩垂直应力为25 MPa。从图中可以看出，巷道顶底板移近量约为700mm，其中底鼓量为550mm，顶板下沉量150mm；两帮移近量约为1000mm；围岩破坏区域较大，主要是巷道肩角、底板及两帮。可见通过实施方案二，能够有效控制顶板下沉，但难以控制两帮变形及底鼓。

模拟结果表明，方案一及方案二的实施效果最为理想，但注浆工序复杂，成本较高。

4 结论

1）采空区外侧煤体倾斜方向的支承压力峰值位置与采空区距离约38m，工作面超前支承压力峰值到煤壁的距离为16.5m，在设计顺槽或者超前支护的过程中需要避开应力高峰，有利于巷道的维护。

2）底板注浆是必要的。在采动的强烈影响下，通过注浆改善了底板本质的特性，提高了底板变形的抵抗力和增强底板抗压强度，有助于控制底鼓。

3）辅棚是一个控制顶板下沉的有效措施。辅棚不但能够控制顶板的下沉，而且对两帮的移近能够控制，底板的力通过棚腿传递到底板，形成了一个整体的支护系统。

[1]孙玉宁，周鸿超，周建荣，等.半煤岩软底巷道底鼓控制技术[J].采矿与安全工程学报，2007，24(3)：340-344.

[2]巩跃斌，潘跃文.高应力巷道底鼓控制技术与工程实践[J].煤，2010，19(S1):7-8.

[3]赵明洲，张继华，汪华君.深井准备巷道底鼓成因及其防治对策[J].煤，2011，19(S1):7-8.

[4]钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

Supporting Technology of Gateway Deformation Mechanism in Soft Rock Fully-mechanized Mining Face

GUO Zicheng
(Yuwu Coal Co.,Ltd.,Lu'an Group,Changzhi 046103,China)

In fully-mechanizedmining in three-soft roadways,soft roadways and seams could cause big deformation of gateways.In the practical production,the direction of soft seammining face and the distribution of sidewise supporting pressure should be studied to avoid peak pressure and to determine the supporting distance and the position of next gateway.By numerical simulation,the supportingmethods for Fenghui Mine were determined,which could be useful for similarmines.

three-soft;supportingpressure;numerical simulation

TD353.3

A

1672-5050（2015）05-0041-04

10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.05.014

（编辑：薄小玲）

2015-06-05

郭子程（1989-），男，山西长治人，大学本科，从事煤矿开采技术方面的研究。