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1、第21卷第5期(总第132期)煤矿开采Vol．21No．5(SeriesNo．132)2016年10月COALMININGTECHNOLOGYOctober2016大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究徐祝贺,李永明,杨玉亮(山西大同大学煤炭工程学院,山西大同037003)[摘要]分析了大断面厚顶煤巷道围岩难支护的原因为围岩破坏不确定性强、围岩变形破坏严重。通过理论分析、数值模拟研究了煤巷的破坏特征,提出采用具有“柔性”的锚杆和具有“刚性”的锚索联合支护技术,并运用数值模拟对支护方案的主要参数进行了研究。结合生产地质条件确定了煤巷的支护方案,现场实践表明该支
2、护技术能有效控制大断面煤巷变形,支护效果较好。[关键词]大断面;厚顶煤;数值模拟;支护参数[中图分类号]TD353[文献标识码]B[文章编号]1006-6225(2016)05-0052-04SurroundingRockControlTechnologyofRoadwaywithLargeSectionandThicknessRoofCoal近年来随着煤炭开采技术的发展,越来越多的定了煤的层状特点明显且存在较多的裂隙,导致煤巷道布置在煤层中,而且巷道的断面越来越大。大层自身强度较低。巷道发生突发性冒顶或片帮的可断面煤巷的支护是许多专家学者研究的重点和
3、难能性很大,在发生地点、发生时间、破坏形式、破[1-4]点。一方面巷道断面的增大势必会降低巷道围坏范围及破坏程度等方面存在不确定性。岩的稳定性,另一方面巷道顶部是一定厚度的煤(2)围岩变形破坏严重巷道顶板易发生较体,煤是非均质层状岩体,其特点是松软、破碎、大的离层,导致顶板下沉严重,直观表现是顶板支强度低,易因变形不协调而发生离层或失稳。所以护体被压变形或折断;巷道的两帮往往表现为局部控制大断面煤巷围岩稳定应选择适当的支护方式和或是大范围的鼓帮、片帮。合理的支护参数,支护不当可能导致顶板下沉量3大断面厚顶煤巷道围岩破坏特征大、鼓帮、片帮及锚杆索拉断失效
4、,甚至发生局部冒顶现象。多年的煤矿生产实践表明,锚杆、锚索3．1理论研究支护是实现煤矿高产高效的关键技术之一。根据秦巴列维奇理论建立巷道围岩破坏的计算[5-6]以山西某矿5201综放面主运巷为研究对象,模型,如图1所示。分析了大断面厚顶煤巷道的支护难点,研究了巷道围岩的破坏特征。在此基础上对主要的支护参数进行了模拟研究,结合具体生产地质条件确定了支护方案,并在现场进行了成功应用。1工程背景该工作面南部约70m是采空区,中间是隔离煤柱,北部是实体煤;煤层埋深约230m,5号煤图1主运巷围岩破坏范围理论计算模型为所采煤层,煤层平均厚度8．5m,倾角2~5°
5、,巷道两帮煤体受压破坏深度b为:煤层中赋存有夹矸层和泥岩层,底板主要是砂质泥b=Htanθ岩,基本顶主要是比较稳定的中粗砂岩。主运巷断θ=π/4-φ/2面形状是矩形,宽5．5m,高3．5m。式中,H为巷道高度,3．5m;θ为塌落角;φ为煤的内摩擦角,32°。2大断面厚顶煤巷道围岩支护难点巷道顶板破坏可能冒落高度h为:(1)巷道围岩破坏不确定性强特厚煤层大h=10(a+b)/RC断面煤巷两帮和顶板均为煤体,其沉积形成过程决式中,a为巷道宽度的一半,a=5．5/2=2．75m;RC[收稿日期]2016-02-25[DOI]10．13532/j．cnki．c
6、n11-3677/td．2016．05．015[作者简介]徐祝贺(1986-),男,河南滑县人,硕士,助教,主要从事采矿专业教学和矿山压力控制方面的研究工作。[引用格式]徐祝贺,李永明,杨玉亮．大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究[J].煤矿开采,2016,21(5):52-55．52徐祝贺等:大断面厚顶煤巷道围岩控制技术研究2016年第5期为巷道顶煤的抗压强度,8．9MPa。作面回采的动压影响,因此在特厚煤层大断面巷道则当b=1．94m时,h=5．27m。即巷道两帮煤支护设计中巷道顶板和两帮的控制都要重视,确保体破坏深度为1．94m,巷道顶板可能冒落高度
7、为巷道围岩稳定。5．27m。4大断面厚顶煤巷道围岩控制对策3．2数值模拟研究模拟模型的边界如下:在x方向上,左侧边界许多专家学者对锚杆、锚索支护做了大量的研[8-11]距巷道中心线25m,右侧边界距巷道中心线25m,究,文献[7]和文献[12]认为巷道开挖以y方向取30m;模型高度31．5m,模型上边界施加后安装预应力锚杆,能将锚固范围内的煤岩体加固均布载荷q,其值为5．8MPa。模拟主运巷宽度为成一个具有一定承载能力的“支护体”。由于锚杆25．5m,巷道高度为3．5m,断面积19．25m。模型杆体有较大的延伸率,允许围岩发生较大的变形,尺寸为50m×
8、30m×31．5m,巷道围岩本构关系采用使围岩中的变形能得到一定程度的释放。但在煤层摩尔-库仑
