大倾角煤层巷道破坏机理及控制技术研究.kdh

Nov．2011

大倾角煤层巷道破坏机理及控制技术研究彭

1，222刚，张永清，罗立强

*

（1．湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，湖南湘潭市411201；

2．湖南科技大学能源与安全工程学院，湖南湘潭市411201）要：针对大倾角煤层巷道围岩难以控制的现状，分析了大倾角煤层巷道破坏的机理及破坏特征。利用FLAC软件分析了煤层倾角对巷道围岩应力分布、巷道变形的影响。结摘

合某矿大倾角煤层巷道变形严重、返修率高的现状，设计了巷道支护控制方案，有效地解决了大倾角煤层巷道破坏严重的问题。

关键词：大倾角煤层；巷道围岩；破坏机理；锚杆支护；数值模拟

大倾角煤层一般是指倾角为35°～55°的煤［1］

层。大倾角煤层在我国煤炭产量和储量中占有相当大的比例，特别是在四川、重庆、云南、贵州等地，大倾角煤层更成为某些矿井的主采煤层。大倾变形及破坏均呈现角煤层开采后围岩产生的运动、出明显的不对称和不均衡特性，煤层倾角对矿山压其巷道稳定性及其变形破坏与近水力有显著影响，

［2，3］

。在矿井生产过程平或缓倾斜巷道有较大差异

大倾角煤层巷道往往破坏严重，采用传统的木棚中，

木垛加强支护，巷道片帮严重，巷道变形大，控制效果较差。对复杂条件下的支护机理的认识还不够彻

［4，5］

。通过对大倾角煤层巷道两帮受底和不够深刻

力模型分析及数值模拟，分析了大倾角煤层巷道破

坏机理，探讨适宜可靠的大倾角煤层巷道加固支护手段与方式，对大倾角煤层的安全开采具有一定的意义。

形大，而且底鼓严重，返修率高。巷道围岩破碎变形和多次翻修不仅大大增加了支护成本和工人的劳动强度，而且给矿井生产带来严重的安全隐患。

2两帮煤体受力模型

巷道开挖打破了巷道周围岩体的应力平衡，巷

道周边围岩形应力集中，围岩应力达到或超过岩石的极限强度则发生塑性破坏。在集中应力作用下巷道两帮煤体首先遭到破坏，集中应力向巷道周围深部转移，直到煤体内应力弹性区边界。同时，在高瓦斯煤层中巷道两帮还受到煤体内瓦斯压力以及孔隙水压等附加内力P'作用。如图1所示，图中ABCDPx为支架对煤帮的支护阻力。为应力极限平衡区，

受地应力、附加内力及岩层滑移面的影响，巷道两帮煤体向巷道空间挤压甚至冒落，直至巷道围岩新的结构平衡

［6］

。

1工程概况

湖南湘煤集团某矿可采煤层为Ⅱ煤，厚0～2．6

m，平均厚1．9m，平均倾角37°，普氏硬度f=1．5。巷道老顶为灰白色厚层状中粗粒砂岩，厚15m。直接顶为灰黑色砂质泥岩，厚0～3m，含植物化石及黄铁矿结核。直接底为灰白色中粒砂岩，厚0．5～3．0m。老底为深灰色砂质泥岩，厚6．0m。工作面回风巷宽3．0m，呈直边梯形状。随着矿井开采深度的加大，地应力升高，巷道不仅顶板下沉、两帮变

图1极限平衡区计算模型

［7］

煤巷两帮应力极限平衡区宽度x0为：

*

基金项目：国家自然科学基金资助项目（50674045）；湖南省教育厅重点项目（2009FJ2005）；湖南省高校科技创新团队支持计划资

助项目．

彭刚，等：大倾角煤层巷道破坏机理及控制技术研究

kγHcosα+

C0

xmA

tanω00=2tanωln（C）（1）

00Px－P'

tanω+0A

式中，C0、φ0为巷道顶底板岩层与两帮岩层交界面

的内聚力和内摩擦角；m为巷道高度，

m；A为侧压系数；px为支护阻力，

Pa；P'为内压力，Pa；x0为应力极限平衡区的宽度，

m；k为应力集中系数；γ为上覆岩层平均容重，

kg/m3；H为巷道埋深，m。由上述分析可知，巷道没开挖前，巷道煤岩体处

于三向应力平衡状态。巷道围岩储存着大量的弹性能，地压越高，积蓄的弹性能就越多。巷道开挖使得处于三向应力平衡状态的围岩瞬时大幅卸载，围岩承载能力大幅降低。特别是在巷道围岩的边缘，Px为零状态下，此处围岩处于二向围压应力状态，围岩强度和承载能力降到最低，破坏最为严重。由于积蓄的弹性能和内压力等作用，巷道围岩有向自由空间面移动的趋势，造成巷道两帮煤岩体破裂片帮，完全失去承载能力。

3巷道破坏特征

（1）围岩结构松散，顶板围岩易冒落。一般情

况下，煤巷围岩层理结构都比较发育、松软、破碎、分层多、

厚度小、胶结性差。巷道形成后，顶板及两帮煤体产生变形，在支护不当的情况下，表现为顶板下沉以至于离层，导致围岩强度降低，顶部三角煤很难控制。

（2）巷道破坏变形呈现不对称性。大倾角煤层巷道掘进形成后，在煤层倾角和煤层开采动压的影响下，

其变形和破坏均呈现不同程度的不对称性。巷道上帮破坏往往比下帮破坏严重，下帮底角煤层下凹，

而上帮底角下部为强度相对较高的围岩，变形量小。巷道下帮则是中部鼓出，上帮则是上部明显鼓出，下部微凹，两帮水平移近变形较大。

（3）巷道变形受采动影响比较剧烈。煤层巷道围岩强度相对岩石巷道围岩要小得多，抗变形能力

较差。煤层巷道一般离工作面比较近，

受工作面开采推进及相邻巷道开掘所引起的应力扰动影响，巷

道围岩破碎松动范围进一步加大，支架受损严重，变形更剧烈，巷道维护极其困难。

（4）巷道变形量大，具有软岩特性，难以稳定。受围岩强度和采动影响，煤层巷道的顶底板移近量可达1000mm，两帮移近量1500mm，巷道的收缩率

55

达50%以上。巷道围岩不仅在掘进影响期间因应

力扰动而引起围岩急剧变形，而且在应力重新分布趋于稳定后，仍持续流变，较长时间内难以趋于稳定。巷道支架在变形后损坏，严重影响了巷道的维护使用，

这给生产带来了严重的不安全因素。4围岩变形数值分析

计算模型大小为：宽×高=100m×100m，网格

为120mm×120mm，

划分为14400个单元。计算模拟模型上部边界距地表约400m，模型上边界的荷

载由P=ρgh确定（ρ按照平均密度2．5×103kg/m3

计算），则模型的上表面施加均匀的垂直应力10MPa，模型底部边界为水平、垂直位移固定（ux=0，uy=0），左右两侧模型边界的水平位移固定（ux=0），计算采用莫尔－库仑破坏准则，岩体参数见表1。

表1

数值模拟岩石参数

岩石密度体积剪切抗拉

名称（103

kg/m3）

模量模量强度

黏结力内摩擦角

（GPa）（GPa）（MPa）（MPa）（°）

老顶2．711．411．63．708．6026直接顶2．58．335．742．003．1035煤1．61．260．530．180．2036直接底2．59．206．621．602．8025老底

2．7

14．2

11．43．808．8024

利用FLAC软件分别对不同煤层倾角巷道变形

进行计算。计算结果显示，

当煤层倾角为35°时，巷道下帮最大水平位移160mm，

上帮最大水平位移204mm，顶板最大垂直位移为135mm，底板最大垂直位移为141mm。两帮移近量为364mm，顶底板移近276mm。巷道围岩应力集中区域边界距巷道两帮6m。煤层倾角为45°时，巷道下帮最大水平位移231mm，上帮最大水平位移287mm，顶板最大垂

直位移为131mm，

底板最大垂直位移为291m。下帮围岩应力集中区域边界距巷道下帮7．3m，上帮

围岩应力集中区域边界距巷道上帮8．2m。煤层倾角为55°时，巷道下帮最大水平位移254mm，上帮最大水平位移272mm，顶板最大垂直位移为106mm，底板最大垂直位移为126m。下帮围岩应力集中区

域边界距巷道下帮7．0m，上帮围岩应力集中区域边界距巷道上帮8．5m。

在顶底板围岩及煤体力学性质相同的条件下，

随着煤层倾角的增大，两帮水平位移也随着增大，两帮移近量由35°的364mm增加到55°时的526mm，顶底板移近量由35°的276mm增加到50°时的446mm，当煤层倾角为55°时，顶底板移近量为232mm，

56

采矿技术2011，11（6）

此时顶底板移近量有所减少。在煤层倾角较小时，

上、下帮主要以水平位移为主，顶底板主要以垂直位移为主。随着煤层倾角的增大，

顶板水平位移量逐渐加大。围岩垂直应力和塑性区分布状态显示，随着煤层倾角的增大，应力集中向围岩深部移动，塑性

区范围增大。巷道围岩的破坏范围随着煤层倾角的增大而增大。

5工程应用

从某矿回风巷的地质条件及变形情况分析，采

用单一的锚网支护难以控制围岩的变形。根据巷道联合支护的原则，采取锚－网－注的联合支护进行控制。5．1

支护参数

锚杆选用Ф20mm、

L=2200mm左旋螺纹钢高强锚杆，每根锚杆使用3卷K2350树脂锚固剂，锚杆间排距为700mm×700mm，如图2所示。

图2锚杆锚索布置

金属网为直径6mm钢丝，网孔100mm×100

mm，规格为1000mm×800mm。金属网接茬处用锚杆加钢筋梯子梁将其上紧并紧贴岩面，网间搭茬长度不少于100mm。钢筋梯子梁由直径12mm圆钢焊制而成。锚索为Ф15．24mm预应力钢绞线制作，锚索长度L=6．3m，每3000mm打一根锚索，布置于巷道正顶处，锚固长度为1600mm，每根锚索使用4卷K2350树脂锚固剂。锚索垫板采用两块垫板叠加，其规格分别为350mm×350mm×10mm和150mm×150mm×10mm的正方形垫板，大垫板在上，小垫板在下。两帮底角采用425#

普通硅酸盐水泥

材料注浆。注浆孔长度3．0m，直径32～42mm；注浆管为无缝普通铁管，外径20mm，长1．5m。5．2

矿压观测

为检测巷道的支护效果，判断巷道围岩的稳定性，在巷道中设立表面位移及顶板离层观测站，每隔20m布置1个测站。表面位移每个测站设2个测面，在每个断面的顶、底板和两帮的中部各布置1个测点。顶板离层观测站设一个深6m的基点和2个浅基点。通过对风巷表面位移的监测，在118d的观测中，两帮移近量为330mm，顶板下沉量为127mm。巷道支护效果比较良好，很好地控制了巷道围岩的变形。

6结论

（1）分析及数值模拟显示，煤层倾角增大，巷道

两帮水平位移也增加。当倾角较小时，顶板位移以垂直位移为主，随着煤层倾角的增大，顶板水平位移逐渐增大。下帮水平变形随煤层倾角的增幅大于上帮，两帮围岩明显松动影响范围随煤层倾角的增大而增大。

（2）采用锚－注－喷联合支护，能有效地控制两帮片帮和顶板的下沉，保证了矿井巷道生产期内的安全稳定。同时与工字钢棚式支护相比，减轻了工人劳动强度，支护成本大大降低。

参考文献：

1］伍永平，员东风．大倾角综采支架稳定性控制［J］

．矿山压力与顶板管理，

1999，（3）：82－85．2］陶连金，王泳嘉．大倾角煤层采场上覆岩层的运动与破坏

［J］．煤炭学报，1996，（6）：582－585．3］魏

磊，高光发．大倾角煤层回采工艺现状及发展趋势研究

［J］．采矿技术，2009，（2）：10－11．

4］郑书兵．煤巷顶板锚杆支护若干问题的探讨［J］．煤炭科学技

术，

2008，（7）：23－26．5］李树清，潘长良，王卫军．锚注联合支护煤巷两帮塑性区分析

［J］．湖南科技大学学报，2007，（2）：5－8．

6］王卫军，侯朝炯．急倾斜煤层放顶煤顶煤破碎与放煤巷道变形

机理分析［J］

．岩土工程学报，2001，（5）：623－626．7］马念杰，侯朝炯．采准巷道矿压理论及应用［M］

．北京：煤炭工业出版社，

1995．（收稿日期：2011－06－29）作者简介：彭刚（1974－），男，四川内江人，讲师，硕士，主

要从事巷道围岩控制研究及采矿教学工作，

Email：gpengcn@126．com。

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