破碎頂板松軟煤層巷道破壞機理及高預應力支護技術研究

李宏星，丁國利，張小強，劉躍東

（1. 山西興新安全生產技術服務中心，山西 太原 030031；2. 太原理工大學礦業工程學院，山西 太原 030024）

引言

破碎軟巖是指節理、裂隙巖體因地下開挖后引起高應力區(支承壓力)，并產生大流變或膨脹等時效變形，且常規支護困難的圍巖[1]。 由于軟巖成因與變形力學機制復雜，破碎軟巖巷道形變量大、受采動及地壓影響明顯使得支護復雜、投資大，安全生產卻得不到有效保障。

易東煤礦受以往生產技術條件限制，回采巷道一直以傳統的棚式支護為主要支護手段。實踐表明，采用棚式支護存在工人勞動強度大、巷道圍巖變形量大、維護費用高等問題[2]。 礦井兼并重組后，應用煤礦綜合機械化采煤，必須針對2號煤層賦存條件，開展破碎頂板松軟煤幫條件下的巷道錨桿支護技術的研究，從而實現巷道科學支護、快速掘進、降低支護成本、提高經濟效益的目的。

1 工程地質條件

易東煤礦主采2號煤層，平均厚度2.32 m，煤質較軟，平均傾角7°，埋深220~300 m。4號煤層煤樣采用掏撬法從工作面煤壁直接選取，頂、底板巖層巖樣采用鉆孔取芯法選取，得知煤層頂板下部為1.2 m的灰色泥巖，中部為0.8 m的砂巖，上部為1 m厚泥巖的破碎頂板。

2 破碎頂板松軟煤層支護理論

2.1 破碎頂板支護理論

對應于圍巖強度弱化和分階段的破壞，巷道圍巖進行不同階段的加強支護：

1）巷道開挖掘進初期，及時封閉控制圍巖，且對其補償徑向阻力。

2）成巷后初期圍巖破壞和變形明顯，圍巖應力調整致使巷道表面圍巖破壞，主要變現為剪脹破壞，通過適當支護形式為圍巖巖塊提供區域范圍的剪切阻力，提高圍巖剪切強度。

3）圍巖破裂圈形成后處于低約束下的破裂狀態，圍巖的應力和變形都有明顯的宏觀表現，裂隙發育，承載能力降低。此時需全面加強提高圍巖強度，改善力學性能主要從宏觀整體方面，促使圍巖支護結構的形成使其趨于穩定。

2.2 松軟煤層兩幫支護理論

巷幫是巷道圍巖承載結構中的薄弱部位，最易破壞而喪失支撐能力。復合頂板松軟煤層巷道兩幫變形對頂板穩定有較大影響，煤幫強烈相對移近、破壞后，大范圍的破壞區、塑性區煤體失去了對復合頂板的支撐，擴大頂板寬度、引起兩幫煤體破壞區復合頂板離層破壞、頂板巖層承載能力降低、甚至垮落。因而控制兩幫煤體變形、破壞是對復合頂板的有效支撐。

3 錨桿支護數值計算分析

3.1 數值計算模型參數的確定

根據易東煤礦2號煤層柱狀圖，模型頂板取20 m，模型底板取15 m，巷道兩幫各20 m。模型四個側面為水平移動邊界，底部為固定邊界，模型共劃分31 200個單元，34 440個節點。

3.2 數值計算方案的確定

共設置兩個模擬方案進行對比：

方案一：錨桿支護，頂板6根錨桿，間距0.9 m，直徑為20 mm，長度2.4 m；3根錨索，錨索長度6.3 m，間距1.8 m，排距2.7 m，邊錨索向外傾斜20°；兩幫各布置4根錨桿，間距1.2 m，直徑為20 mm，長度2.0 m。

方案二：錨桿支護，頂板5根錨桿，間距1.0 m，直徑為20 mm，長度2.4 m，每兩排錨桿打2根錨索，錨索長度6.3 m，間距1.8 m，排距2.7 m，錨索垂直頂板布置；兩幫各布置4根錨桿，間距1.2 m，直徑φ20 mm，長度2.0 m。

3.3 數值計算結果分析

1）圍巖屈服破壞分析

巷道分別采用方案一和方案二進行支護時，圍巖屈服破壞分布如圖1所示。

圖1 不同支護方案下巷道圍巖塑性區分布

由方案一的屈服破壞圖顯示，軌道上山圍巖破壞范圍基本呈對稱分布，位于2號煤層中的直墻部位出現深度為1.2 m的破壞，由于巷道頂板堅硬完整，所以巷道頂板中部未發生破壞，底板破壞深度為0.4 m；采用支護方案二時，軌道上山位于2號煤中的直墻部位出現深度為1.6 m的破壞，破壞范圍較方案一相同，但巷道兩頂角發生明顯的剪切破壞，道頂板中部未發生破壞，底板破壞深度為0.8 m；所以選用方案一。

2）圍巖垂直應力分析

巷道分別采用方案一和方案二進行支護時，圍巖垂直應力分布如圖2所示。

圖2 不同支護方案下巷道垂直應力分布圖

從圖中可以看出，頂錨桿錨固范圍內及巷道底板中部 垂直應力較小，其值為原巖應力15 MPa的50%~80%，為應 力降低區；兩幫垂直應力基本呈對稱分布，巷幫兩側和底 角為應力增高區。采用方案一時，巷道垂直應力的峰值為23.6 MPa，為原巖應力15 MPa的1.57倍；采用支護方案二 時，巷道垂直應力的峰值為23.0 MPa，為原巖應力15 MPa的1.53倍，應力集中范圍大；加上錨桿后應力峰值增大的主要 原因是錨固區內應力集中系數增大。從垂直應力的分布結果 來看，采用方案一時，巷道更加穩定。

3）圍巖位移分析

巷道分別采用方案一和方案二進行支護時，圍巖位移分 布如圖3所示。

圖3 不同支護方案下巷道水平位移分布圖

圖4 不同方案下巷道垂直位移分布圖

從圖中可以看出，采用方案一時，巷道頂板最大移近量位于巷道頂板中心為21.7 mm，離層量超過10 mm區域面積較小，底板最大移近量為10.35 mm。巷道兩幫的移近量呈對稱分布，兩幫最大移近量位于直墻頂部，兩幫最大移近量為50.3 mm；采取支護方案二時，巷道頂板最大移近量位于巷道頂板中心為24.7 mm，離層量超過10 mm區域面積最大，底板最大移近量為10.6 mm。巷道兩幫的移近量呈對稱分布，兩幫最大移近量位于直墻頂部，兩幫最大移近量為83.3 mm，數據表明，方案一巷道圍巖穩定性較好。綜合以上分析，確定方案一為最優支護方案。

4 支護方案及參數設計

頂錨桿采用桿體為Φ20 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度為2 400 mm，桿尾螺紋M24 mm，錨桿間排距為900 mm×900 mm，靠近巷幫的頂錨桿距巷幫250 mm，安設角度與垂線成20°，其余錨桿與頂板垂直。錨索采用Φ18.6 mm的預應力鋼絞線，長度為6 300 mm，樹脂加長錨固，錨固長度為1.5 m。錨索間距為1 800 mm，錨索排距為2 700 mm。幫錨桿采用桿體為Φ20 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，長度為2 400 mm，桿尾螺紋為M24 mm，每幫每排4根，間排距為1 200 mm×900 mm，靠近頂板的幫錨桿距頂板450 mm，錨桿角度與巷幫垂直。W鋼帶選用BHW-280-2.50。

5 巷道礦壓監測數據分析

為驗證采用高性能預應力支護技術體系支護后效果，在采區巷道每隔50米依次布置監測點，采用“十字布點法”監測巷道表面的兩幫移近量。采用五個點的頂板離層監測儀監測頂板下沉量。工作面回采后，在動壓影響下巷道頂板離層量、表面位移監測結果如圖5-6所示。

圖5 采區巷道頂板離層監測曲線

圖6 采區巷道表面位移觀測曲線

巷道表面位移觀測結果，頂板下沉量為44 mm，兩幫移近量為117 mm，頂板和煤體巷幫位移位移在距工作面50 m后趨于穩定，總體來看巷道支護狀況良好。

頂板離層監測結果，錨固區離層值為32 mm，頂板7 m范圍內離層值為30 mm，頂板離層量不大。

6 結語

1）易東煤礦采區巷道頂板因各分層強度及剛度不同、分層之間黏聚力小，十分破碎。易離層、冒落，難以形成共同承載體。巷道由上到下逐層離層-破壞-冒頂，導致巷道頂板失去自承能力，導致兩幫支撐力加大，最終引起片幫，巷道完全失穩。

2）加強巷道頂板的支護強度，引起支承壓力向巷幫轉移，說明加強兩幫支護強度能夠有效阻止應力峰值向巷幫深處轉移，進而提高兩幫圍巖錨固體強度。

3）巷道頂板采用高強度預拉力錨桿、兩幫采用小孔徑樹脂加長錨固技術，并配合小孔徑預拉力錨索補強支護及鋼筋托梁組合支護技術后，巷道變形得到控制，支護效果良好。

[1] 朱建明,任天貴,明士祥,等.軟破巖的定義、分類及其支護策略[J].礦業研究與開發,1997,17(2):9-12.

[2] 陳炎光,錢鳴高.中國煤礦采場圍巖控制[M].徐州:中國礦業大學出版社,1994.