巷道支护理论与技术永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析孙明磊1，李佳丽2（1.华东理工大学，上海200237； 2.中煤煤炭进出口公司，北京100024）［摘要］以岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷变形破坏为研究对象，从煤柱支承压力、围岩强度、现有支护措施3个方面分析了其破坏影响因素和机理，通过建立FLAC 2D模拟模型明确了巷道与煤柱边缘水平距离、巷道支护方式对围岩应力分布的影响。

研究了U 型钢、注浆及锚索结构补偿支护3种作用下的巷道弯矩分布、围岩位移等特点，提出了永久煤柱下的巷道在U 型钢基础上应进行注浆加固，再用锚索进行针对性支护结构补偿，形成稳定的共同承载体，有效地控制巷道变形。

［关键词］永久煤柱；围岩稳定性；数值模拟；围岩应力［中图分类号］TD353［文献标识码］A［文章编号］1006-6225（2016）01-0059-04Stability and Control Technology of Surrounding Ｒock under Permanent Coal PillarSUN Ming-lei 1，LI Jia-li 2（1.East China University of Science ＆Technology ，Shanghai 200237，China ；2.China National Coal Import ＆Export Co.，Ltd.，Beijing 100024，China ）Abstract ：Broken influence elements and mechanism of special return air entry of Daihe coal mine were analyzed ，which includedsupporting pressure of coal pillar ，surrounding rock strength and supporting way.Detailed numerical modeling of FLAC 2D was conducted to evaluate surrounding rock stress distribution that influence by horizontal distance of roadway to coal pillar edge and supporting way.These papers studied the characters of roadway moment distribution and surrounding rock displacement that influenced by three dif ferent supporting way ，which included U style steel supporting ，grouting reinforcement and compensate supporting with cable ，put for-ward grouting and compensate supporting with cable should be used on the basis of U style steel supporting in roadway under the perma-nent coal pillar ，then stability supporting body would formed ，and roadway deformation could be controlled effectively.Keywords ：permanent coal pillar ；surrounding rock stability ；numerical simulation ；surrounding rock stress［收稿日期］2015－08－07［DOI ］10.13532/11－3677/td.2016.03.016［基金项目］国家自然科学基金项目（51174070）；河北省自然科学基金资助项目（D2013402006）［作者简介］孙明磊（1984－），男，江苏盐城人，硕士，主要从事矿井地质环境监测和矿井生产信息化建设研究。

［引用格式］孙明磊，李佳丽.永久煤柱下巷道围岩稳定性及控制技术分析［J ］．煤矿开采，2016，21（3）：59－62，149.1工程概述岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷位于Ⅳ1采区轨道上山南侧，巷道埋深430 605.5m 左右，所在层位为粉砂岩，裂隙较发育，较软，含黄铁矿、钙质结核；中间有0.5m 厚的泥岩夹层，极软，易破碎。

Ⅳ1回风巷为Ⅳ1采区专用回风巷道，巷道上方布置有Ⅳ3217和Ⅳ3218工作面，两工作面回采结束后形成的永久煤柱与Ⅳ1专用回风巷斜交。

Ⅳ1专用回风巷现有支护方式为29U 型钢棚支护，巷道两帮收敛量较大，棚腿扭曲变形严重，底鼓强烈，虽屡经修复但巷道有效使用断面仍难满足Ⅳ1采区生产要求。

2Ⅳ1专用回风巷变形破坏原因及机理分析研究表明，影响深部巷道围岩变形破坏因素很多，不同巷道其变形破坏原因也有着较大不同。

综合多方面资料与研究，针对岱河煤矿Ⅳ1专用回风巷具体地质条件，巷道变形破坏因素分析如下：永久煤柱支承压力影响Ⅳ1专用回风巷与Ⅳ3217和Ⅳ3218两工作面回采结束后形成的永久煤柱间距较小，巷道处于回采煤柱形成的支承压力升高区。

现有地质资料表明，Ⅳ1专用回风巷上方煤柱形成的支承压力峰值约为原岩应力的3倍左右，根据巷道平均埋深估算，围岩中的切向应力达到32MPa 以上。

巷道上方的高支承压力对巷道稳定产生较大影响。

巷道围岩强度Ⅳ1专用回风巷所在层位为粉砂岩，裂隙较发育，且含有0.5m 厚泥岩夹层，膨胀性软岩成分含量较高。

在高应力作用下，该类型围岩极易发生变形破坏。

现有支护措施Ⅳ1专用回风巷目前使用29U型钢棚支护，造成其强烈变形的原因主要有：（1）现有支护结构承载性能较差从Ⅳ1专用95第21卷第3期（总第130期）2016年6月煤矿开采COAL MINING TECHNOLOGY Vol.21No.3（Series No.130）June 2016中国煤炭期刊网 w w w .c h i n a c a j .n e t回风巷变形破坏特征可以看出，现有29U型钢棚支护体和巷道围岩相互作用关系较差，多数支架处于局部承载状态。

29U型钢棚拱部承载能力较强，而直腿承载能力较弱，导致巷道两帮成为高应力释放区域，出现较大收敛。

因此，应对现有支护结构进行针对性支护补强。

（2）无控底措施Ⅳ1专用回风巷目前仅对巷道顶板和两帮进行了支护，而底板处于无支护状态，以致底板成为高应力和变形能释放点，表现为巷道严重底鼓，仅4个月底鼓量就达到500mm左右，同时强烈的底鼓也加剧了两帮的收敛，造成巷道严重失稳。

（3）现代支护理论强调，巷道支护应充分调动围岩自承能力Ⅳ1专用回风巷采用了29U型钢棚支护，为一种被动支护方式，未能充分调动围岩自身承载能力，在高地应力及采动载荷的影响下，难以有效控制围岩的变形破坏。

3Ⅳ1专用回风巷数值模拟分析3.1数值模拟模型建立根据Ⅳ1专用回风巷与上部煤柱的相对位置关系，采用FLAC2D建立数值模拟模型，见图1。

模图1数值模拟模型型设计宽130m，高50m，按埋深530m计算上边界载荷，模型左右及下部边界固定。

假定煤柱宽40m，高2.6m，位于模型中部，两侧采空。

下部的Ⅳ1专用回风巷断面为半圆拱形，宽3m，高2.9m。

3.2岩体力学参数采用莫尔－库仑屈服准则：fs=σ1－σ31+sinφ1－sinφ+2c1+sinφ1－sin槡φ式中，σ1，σ3分别是最大和最小主应力，c和φ分别是材料的黏结力和摩擦角。

当f s＜0时，材料将发生剪切破坏。

在一般低应力状态下，岩石（煤）是一种脆性材料，因此可根据岩石的抗拉强度判断岩石是否产生拉破坏。

岩石力学参数见表1。

表1数值模拟计算模型的岩体力学参数岩性密度/（kg·m－3）体积模量/GPa剪切模量/GPa黏聚力/MPa摩擦角/（ʎ）抗拉强度/MPa节理切向刚度/GPa节理法向刚度/GPa节理摩擦角/（ʎ）泥岩2300 2.10 1.50 3.530 5.00.50.520 32煤层1400 1.500.580.5200.20.10.115泥岩2200 1.43 1.20 3.022 5.00.50.520砂岩2500 2.67 1.37 4.031 2.410.010.028 4煤层1400 1.500.580.5190.20.10.115泥岩2200 1.43 1.200.520 5.00.50.520砂岩2500 2.67 1.37 4.732 5.010.010.0283.3数值模拟计算方案本次数值模拟主要针对以下两个方面的内容，共建立了9种模型。

（1）模拟左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷距离对Ⅳ1专用回风巷的影响（左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷水平距离分别为6m，0m，－6m）。

（2）在左侧煤柱边缘与Ⅳ1专用回风巷水平距离一定情况下，研究Ⅳ1专用回风巷采用不同的支护方式时围岩变形特征（本次计算分别模拟了U 型钢骨架支护、U型钢骨架+注浆支护、U型钢骨架+顶、帮锚索结构补偿+底板锚索3种巷道支护方式）。

模型中U型钢参数为：密度7800kg/m3，弹性模量200GPa，抗压屈服强度520MPa，抗拉屈服强度350MPa，排距500mm；锚索为 15.24mmˑ5000mm（1860MPa）预应力钢绞线，巷道帮部锚索间排距1000mmˑ1500mm，底板锚索间排距1000mmˑ1500mm，顶板锚索间隔1600mm布置2根锚索，排距为2000mm。

对Ⅳ1专用回风巷先后两次采用差异孔进行注浆，浆液扩散半径平均取4m，注浆前后岩体力学参数见表2。

表2注浆前后岩体力学参数岩性体积模量/GPa剪切模量/GPa黏聚力/MPa摩擦角/（ʎ）抗拉强度/MPa注浆前 1.70 1.6 1.0280.5注浆后 2.67 2.4 4.032 1.03.4数值模拟结果分析图2是不受永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力分布图，图3是永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力06总第130期煤矿开采2016年第3期中国煤炭期刊网www.chinacaj.net分布图。

图2不受永久煤柱作用时巷道围岩垂直应力分布图3永久煤柱影响下巷道围岩垂直应力分布由图2可知，在不受煤柱影响时，巷道掘进后在围岩浅部形成低应力区，围岩应力向围岩深部转移。

距巷道围岩表面15m 左右应力恢复到原岩应力水平，巷道底板围岩低应力区发育范围小于帮部和顶部，深部12m 基本恢复到原岩应力水平，顶板围岩深部20m 基本恢复到原岩应力水平，掘巷的影响半径在15m 左右。