孤岛工作面沿空巷道合理支护参数研究.pdf

新疆钢铁总第169期2024年第1期孤岛工作面沿空巷道合理支护参数研究刘勋1，张玲2，刘云强3，赵盛男4（1.新汶矿业集团有限责任公司，山东 泰安 271200；2.尤洛卡（山东）矿业科技有限公司，山东 泰安 271200；3.鄂托克前旗长城煤矿有限责任公司，内蒙古 鄂尔多斯 016215；4.山东大学齐鲁交通学院，山东 济南 250000）摘要：针对围岩松软采空区下孤岛工作面沿空掘巷支护，本文采用FLAC3D数值模拟软件，对不同支护方案下围岩松软采空区孤岛工作面沿空掘巷支护效果进行模拟分析，研究巷道工作面变形演化特征。研究结果显示，单侧工作面采空和两侧都采空的巷道变形量相似，上部7227工作面采空有利于巷道支护，采用联合注浆加固支护方式对松软破碎围岩巷道效果更佳。关键词：孤岛工作面；沿空掘巷；支护DOI：10.20146/ki.1672-4224.2024.01.031中图分类号：TD353文献标识码：B文章编号：1672-4224（2024）01-0095-03Research on Reasonable Support Parameters for Along GobTunnels in Island FacesXun Liu1,Ling Zhang2,Yunqiang Liu3,Shengnan Zhao4（1.Xinwen Mining Group Co.,Ltd.,Shandong Taian 271200;2.Yuluoka(Shandong)Mining Technology Co.,Ltd.,ShandongTaian 271200;3.Etuoke Qianqi Changcheng Coal Mine Co.,Ltd.,Ordos,Inner Mongolia 016215;4.Qilu School of Transportation,Shandong University,Jinan,Shandong 250000）Abstract:In response to the support effect of the excavation roadway along the goaf in the isolated working face of the soft surrounding rock goaf,this paper uses FLAC3D numerical simulation software to simulate and analyze the support effect of the excavation roadway along the goaf in the isolated working face of the soft surrounding rock goaf under different support schemes,and studies the deformation evolution characteristics of the roadway working face.The research results show that the deformation of tunnels with goaf on one side and both sides is similar.The goaf on the upper 7227 working face is beneficial for tunnelsupport,and the use of combined grouting reinforcement support method is more effective for soft and fractured surroundingrock tunnels.Key words:island working face;tunneling along the goaf;support作者简介：刘勋，男，37岁，本科，中级工程师，新汶矿业集团有限责任公司。E-mail：引言目前，巷道支护理论已经十分丰富1。应用的矿井逐渐增多，但若留设煤柱太小，巷道稳定性难以保证，因此进行沿空巷道相关理论研究具有重大意义。何满朝提出针对软岩大变形巷道的各种理论并研发了相关的配套设施，从实践结果看效果相对较好2。何富连等利用FLAC软件模拟并使用高强度预应力锚杆联合斜拉锚索在鹤壁四矿的回风巷的支护效果良好3。康红普等研究了巷道围岩注浆加固的相关理论4。孙强等研究了双软薄煤层开采过程中的应力区、塑性区等的演化规律5。冯光明等研究了高水速凝材料注浆加固技术和沿空留巷巷旁充填体的相关应用技术6。柏建彪等分析了沿空巷道上面赋存的岩石的力学规律特性，并提出了弧形三角结构7。许多学者针对巷道不同位置的支护也进行了专项研究8。国外同样对不同宽度煤柱的安全性做了大量研究分析9。综上所述，国内外都有针对沿空巷道进行的深入研究，但专门针对围岩松软采空区下孤岛工作面沿空掘巷支护的研究较少。1工程背景本文所研究的回采巷道位于山东省泰安市翟镇煤矿71和72煤层的分叉区域（见图1），7227工作面平均埋深520 m，平均倾角为15，地压（静压）约13Mpa，煤层和顶底板具有两淮地区的典型松软特征。其中分叉煤层间距为0.74.0 m，平均1 m，72煤层平均厚度3.45 m，71煤平均厚度1.0 m。7227工作面采用单翼走向长壁采煤法，开采高度随煤层厚度变化，一般不超过3.3 m。952024年第1期新疆钢铁总第169期图1 工作面位置2工作面变形演化特征分析2.1数值模型与模拟方案根据工作面区域地质钻孔（图2）及对应煤岩物理力学参数（表1），建立FLAC3D数值模型，模型尺寸为56030043 m。图2 钻孔柱状图考虑到计算效率，对7227工作面运输巷和回风巷网格密度进行更细致划分，其X方向0.5 m，Y方向0.5 m，Z方向0.2 m一个网格；周边4 m范围内进行密化，4-8 m范围内为密化网格与正常网格的过渡区域，最边缘处8 m一个网格，具体划分效果见图3所示。图3 网格划分平面图本文共模拟6种支护方案，对比分析掘进和回采变形演化规律，为孤岛工作面沿空巷道安全开采提供切实有效的理论参考：（1）只进行锚网支护，顶锚杆为22*2400 mm，间排距为800 mm*800 mm，锚杆预紧力 80 kN，左右帮锚杆为 22*2400 mm，间排距 600mm*800 mm，锚杆预紧力80 kN。布置图见图4；（2）在方案1基础上加顶锚索，锚索为22*8000 mm，间排距为 2000 mm*1000 mm，锚索预紧力 150 kN；（3）在方案2基础上增加锚杆和锚索预紧力，增加顶、帮锚杆预紧力至120 kN，锚索预紧力200 kN；（4）在方案2基础上加长顶、帮锚杆长度至2800 mm，其他条件不变；（5）在方案2基础上加长顶、帮锚杆，同时增加锚杆和锚索预紧力，增加数值与以上两个方案相同；（6）采用锚网索支护联合注浆加固，并采用加长帮锚杆和顶锚杆，锚杆的支护参数与方案4相同。图4 方案1巷道支护图2.2掘进期间巷道支护变形规律由于回采巷道在掘进期间变形不严重，对于7227工作面回采巷道采用方案1进行分析掘进期间巷道支护变形规律。岩性细砂岩泥岩71煤泥岩72煤泥岩细砂岩松散区注浆后厚度(m)21.741.71.71.03.451.4912.05-抗拉强度(Mpa)3.760.790.790.401.210.401.760.0940.2弹性模量(Gpa)520525250.50.9泊松比0.230.210.230.290.230.290.230.060.11内摩擦角()383538303830381518内聚力（MPa）510535350.30.8表1 煤层顶底板的岩性96新疆钢铁总第169期2024年第1期由图5可知，在方案1支护下，巷道顶板下沉190mm，底板鼓起67 mm，左帮位移55 mm，右帮位移52 mm，能够满足回采巷道在整个掘进过程中的稳定。（a）水平位移（b）垂直位移图5 掘进期间巷道位移2.3回采期间巷道支护变形规律对7227工作面回采期间巷道进行6种支护方案模拟。从表 2 和图 6 可知，方案 1 中巷道顶板下沉490mm，底鼓314mm，左右帮分别位移201mm、249mm。相比无支护，巷道顶板下沉量减少25%，左右帮变形量减小约50%。方案1虽然能够阻止一定变形，但是顶板和两帮位移较大，仍需要加强支护。相比方案1，方案2中巷道顶板下沉量又减少了约60 mm，左右帮变形量分别减少6、7 mm，底鼓314 mm。由于在锚索锚固范围内都是松散区，导致锚索没有起到很好的悬吊作用。方案4中，巷道顶板下沉量由原428 mm降到293 mm，左帮位移减少14 mm，右帮位移减少14 mm，底鼓位移不变，支护效果显著提升。可能是由于顶部加长锚杆接触到上部较稳定岩层，从而提高了支护效果。方案5同方案3，说明仅增加预紧力并无明显支护效果改善。方案6中，巷道顶板最大下沉240 mm，底板最大鼓起192 mm，左帮最大位移139 mm，右帮最大位移176 mm。在围岩较软且破碎情况下，方案6锚网索联合注浆加固支护方式为最优。3结论本文针对围岩松软采空区下孤岛工作面沿空掘巷，采用FLAC3D数值模拟软件，对不同支护方案下支护效果进行模拟分析，研究巷道工作面变形演化特征，主要结论如下：（1）单侧工作面采空和两侧都采空的巷道变形量几乎一样，7227工作面采空有利于巷道支护，上部采空下7227工作面回风巷的变形量是未采空下巷道变形量的一半；（2）巷道所处位置的水平应力和垂直用力相对较小，且小煤柱留设宽度合理，验证了7227工作面回采巷道布设位置的合理性；（3）在松软破碎的围岩巷道支护中，仅采用传统的锚杆锚索进行支护效果并不好，而采用联合注浆加固的支护方式效果很好。参考文献1 朱兵兵.孤岛工作面矿压显现规律及超前支护技术研究D.安徽理工大学，2015.2 何满朝，江玉生，徐华禄.软岩工程力学的基本问题 J.东北煤炭技术，1995（05）：26-32.3 何富连，薄云山，吴焕凯等.孤岛工作面回风巷围岩控制与支护技术 J.煤炭工程，2014，46（08）：38-40+44.4 康红普，冯志强.煤矿巷道围岩注浆加固技术的现状与发展趋势 J.煤矿开采，2013，18（03）：1-7.5 孙强，巨峰，张吉雄等.顶底板双软型薄煤层工作面矿压显现规律分析 J.煤炭科学技术，2014，42（11）：29-32.6 冯光明.高水材料巷旁充填矿压观测与研究 J.矿山压力与顶板管理，1998（04）：14-16+80.7 柏建彪，王卫军，侯朝炯等.综放沿空掘巷围岩控制机理及支护技术研究 J.煤炭学报，2000（05）：478-481.8 李冲，李德忠.软岩回采巷道底鼓的机理和防治 J.煤矿安全，2006（06）：27-29.9 C.W,Y.W.Deformational behaviour of roadways in soft rocksin underground coal mines and principles for stability controlJ.International journal of rock mechanics and mining sciences,2000,37(6):937-946.方案123456顶板最大下沉490mm428mm428mm293mm292mm240mm最大底鼓314mm314mm314mm314mm314mm192mm左帮最大位移201mm195mm195mm181mm180mm139mm右帮最大位移249mm242mm242mm228mm227mm176mm表2 六种方案的巷道支护变形量图6 六种不同情况下巷道位移97