綜放大斷面巷道圍巖失穩因素分析與控制技術

李偉清++鄧小林++卞景強++李農

摘 要：東灘煤礦1306軌道順槽為綜放大斷面厚頂煤巷道，回采過程中頂板離層量大，部分地段發生過大面積錨桿、錨索破斷現象，巷道兩幫出現明顯的剪切滑移大變形，幫頂基角處破壞嚴重。本文基于綜放大斷面厚頂煤巷道圍巖破壞特征，分析其主要影響因素：上覆圍巖裂隙發育存在明顯不穩定的軟弱夾層、區內應力異常、前期支護不合理等；提出高預緊力錨桿索協同強化控制原理及技術，關鍵在于頂板高性能錨桿預應力支護技術、高幫部桁架支護技術、幫頂基角“斜拉”錨索梁支護技術等，較好解決了綜放大斷面煤巷支護技術難題，回采期間斷面收縮率控制在30%以內，為工作面安全高效回采提供了必備條件。

關鍵詞：厚頂煤 綜采 大斷面 協同支護 高預緊力

中圖分類號：TD353 文獻標識碼：A 文章編號：1672-3791（2014）03（c）-0072-04

隨著我國經濟的快速發展，煤炭開采規模也迅速擴大，為滿足礦井運輸、通風等安全高效生產的需要，巷道斷面不斷加大。加之近年我國煤礦開采條件日趨復雜，深井大斷面厚頂煤巷道由于其跨度比較大，兩幫、頂板為煤層，巷道圍巖強度較低，尤其還要受采動的影響，圍巖變形量和破裂范圍都很大，嚴重影響礦井的安全高效生產[1～3]。此類巷道采用錨桿支護技術時表現為圍巖變形量大、頂板安全狀況差兩大特點，特別是高煤幫在高應力作用下極易出現剪切滑移失穩，支護體系時常發生破斷、撕裂等現象，甚至出現大面積支護失效[4～6]，成為制約綜采（放）工作面產量的最主要因素。本文以東灘煤礦深井高應力、大跨度、復雜厚頂煤煤巷為工程背景，系統分析大斷面巷道圍巖失穩的關鍵因素及變形規律，提出科學合理的控制對策，有效地解決了該類巷道支護難題。

1 綜放大斷面巷道圍巖特征及支護難點

1.1 巷道圍巖特征

1306綜放工作面煤層厚度8.61～9.40 m，平均9.01 m，煤層穩定，3煤底板之上2.98～3.80 m，含一層泥巖夾矸，厚0.30～0.80 m，f=3～4；煤層具體情況見圖1綜合柱狀圖。

1.2 支護難點分析

（1）區內應力異常。

根據現場情況，試驗巷道1306軌道順槽曾發生大面積錨桿、錨索破斷現象。通過破斷錨索照片可以看出，破斷處有明顯徑縮現象，并且鋼絞線出現彎曲變形，可知錨索除承載頂板垂直應力外，同時受水平方向應力作用后圍巖扭曲錯動，對錨索造成橫向剪切力破壞，錨索在承受垂直拉力及水平剪切力的共同作用后發生頻繁破斷現象，圖2所示。

由于受高應力影響，特別是高水平應力作用，煤層巷道高煤幫出現水平剪切滑移變形甚至是剪滑失穩的狀況[7]，兩幫出現向巷道中間整體移動，如圖3所示。

（2）頂板結構復雜。

上覆圍巖裂隙發育，存在明顯不穩定的軟弱夾層。通過鉆孔窺鏡觀測圍巖情況圖4所示，巷道頂板以上2.5～2.8 m范圍含一層3上煤標志層夾矸，圍巖破碎、離層，窺鏡觀測有明顯塌孔、離層現象；另外在以上5～5.5 m范圍3上煤頂板煤巖結合面處有明顯圍巖破碎、離層現象。這些軟弱夾層的存在導致支護參數和強度不合理時極易出現離層，甚至頂板大面積下沉，從而引發錨桿、錨索破斷現象。

（3）前期支護不合理。

①頂板錨桿長度偏短。巷道實際掘進寬度達到5.6 m，且頂板2.5 m～2.8 m位置有明顯的軟弱夾層，而頂板錨桿長度僅為2.4 m，使得錨桿錨固區邊緣無法有效控制，錨固區未予圍巖形成整體結構，錨桿錨固區整體下沉，錨桿未發生明顯破壞，反而引起了頂板深部錨索大面積破斷[8～9]。

②頂板錨索位置過于靠近頂板中央，不利于控制頂板離層。錨索支護作用是在錨桿錨固區承載基礎上進一步擠壓組合加固頂板，而單純靠錨索去懸吊錨桿錨固區不太現實，現場大面積錨索破斷就已經證明了這點。

③幫部煤體支護整體性偏弱，無法形成頂板穩定承載基礎。由于巷道高度較大，雖煤體硬度尚可，但僅施工5根單體錨桿與金屬網聯合支護的形式，未形成整體護表結構，強度偏低，使頂板承載結構失去了穩定基礎。

④錨桿支護與錨索加強支護作為主要承載系統沒有實現協調變形，錨索強化作用未發揮。通過已掘巷道錨桿、錨索讓壓管變形情況觀測，錨桿讓壓管基本未發現變形現象，應力集中區域主要是錨索破斷；通過窺鏡觀測結果得出，圍巖破碎離層帶主要集中在頂部錨桿端頭上方，超出了錨桿錨固范圍。錨桿系統沒有發揮其作用，大部分壓力都由錨索系統承擔，但效果很差。

2 綜放大斷面巷道圍巖強化控制原理及技術

2.1 強化控制原理

隨著支護材料、機具及工藝的進步，高強預應力樹脂錨桿支護技術在國內外獲得廣泛的應用，就是以錨桿桿體材料和樹脂錨桿技術、施工機具的進步為基礎，實踐證明在不斷探索軟巖支護機理的同時，通過支護手段的創新、升級常常可以解決很多實際問題。強化支護技術體系包括三個方面[10～12]。

（1）強化錨桿自身承載能力：高性能預拉力錨桿向超強錨桿方向發展，以實現高強度、高剛度、高預緊力和高可靠性。超強的錨桿桿體、超大的托盤、超大扭矩阻尼的螺母是提高錨桿支護結構承載性能的關鍵，要配以氣動扳機實現50～100 kN的預緊力，并能夠保持長時高荷載的工作狀態。

（2）強化被錨固圍巖強度：錨桿支護可以提高錨固體破壞前和破壞后的力學參數，改善被錨固體的力學性能，實現對不同形態及破裂程度的巖體強度的直接提高；通過提高徑向應力及應力在徑向的增加速度，促使圍巖由二向應力狀態向三向應力狀態轉化，從而達到提高圍巖強度的目的；通過注漿提高破裂巖體的強度和整體力學性能。

（3）強化圍巖承載結構：針對層狀賦存特點、巖體不均衡性產生的弱化區補強，促成圍巖承載結構的形成或強化，包括含弱面或軟弱夾層的頂板離層控制，以及對幫角巖體破壞區、軟弱煤體、開放的底板等采取加固措施。endprint

2.2 強化控制技術

在錨桿、錨索協同強化支護系統中，預應力是重要參數，對錨桿施加合理大小的預應后，層狀頂板可能會形成頂板預應力結構或者組合梁結構，提高巷道圍巖的穩定性。再利用預應力錨索的協調作用，將巷道周邊的集中應力向深部圍巖轉移，從而調動深部穩定圍巖控制淺部破碎圍巖。避免錨桿、錨索單獨承載，才能達到協同支護的效果，頂板錨桿預緊力矩應不小于400 N·m，幫錨桿預緊力矩應不小于300 N·m。

（1）頂板高預緊力錨桿索：及時給錨桿或其它支護構件以很高的張拉力，并傳遞到層狀頂板，使頂板巖層在水平應力作用下處于橫向壓縮狀態，形成“剛性化”的壓力自撐結構，從而阻止高水平應力對頂板圍巖體的破壞，消除或大大減緩弱面離層現象，同時減緩兩幫圍巖的應力集中程度和巖體破壞現象，從根本上維持圍巖穩定。

（2）幫部高預應力錨索梁（桁架）：在幫部采用桁架支護技術，以頂底角圍巖的相對穩定區作為錨固點，對幫部圍巖主動施加橫向約束，控制幫部淺部巖體滑移失穩，使實體煤側大變形得到有效限制，窄煤柱側的完整性和抗回轉剪切能力得到明顯提高，有力維護巷道圍巖結構整體框架穩定性。若小煤柱側幫施工桁架效果不好則采用兩排走向錨索梁控制其變形。

3 工程實踐

3.1 支護參數設計

東灘煤礦1306軌道順槽斷面為梯形斷面，S荒=20.4 m2，S凈=18.62 m2，巷道凈高H=3.8 m，是典型的復雜破碎頂板下綜放巷道，其變形破壞具有如下幾個明顯的特點：

（1）煤層地質構造復雜，煤層結構賦存條件多變。

（2）頂煤厚度較大，基本在4～5 m，中間含有軟弱夾層或弱面，錨固效果差。

（3）煤幫含有0.5 m厚的泥巖夾層，高應力作用下結構面剪切滑移嚴重。

（4）區域內應力較為復雜，具有沖擊傾向，錨桿錨索破斷十分頻繁。

（5）掘進階段變形比其它采區沿空巷道變形有明顯增加。

（6）煤柱幫部支護結構整體性不強時，對幫部控制作用差，導致幫部位移非常大。

針對上述大斷面綜放沿空巷道圍巖特點失穩機理，設計如圖5所示的支護方案。

3.2 試驗結果

通過對1306軌順巷道圍巖變形量的檢測，頂底位移量最大為471 mm，平均移近量為225.8 mm。頂板下沉移近量最大為118 mm，平均移近量為57.3 mm。底板鼓起移近量最大為403 mm，平均移近量為176.5 mm。兩幫移近量最大為445 mm，平均移近量為248 mm。不采幫移近量最大為301 mm，平均移近量為167.3 mm。采幫移近量最大為190 mm，平均移近量為76.5 mm。變形量均處于允許的范圍內，取得了良好的效果，巷道支護實照如圖6所示。

4 基本結論

（1）綜放大斷面巷道由于其跨度比較大，兩幫、頂板均為煤層，巷道圍巖強度較低，尤其還要受采動影響，沿空巷道煤柱側會受到強烈的壓縮和側向回轉作用后，極易發生高煤幫的剪切滑移失穩現象。

（2）針對東灘礦3煤綜放沿空巷道（留小煤柱沿空掘巷）實際情況，提出了強化控制技術思想，形成了具體的錨桿索性能協同強化控制技術。關鍵在于頂板高性能錨桿預應力支護技術、高幫部桁架支護技術、幫頂基角“斜拉”錨索梁支護技術，高低幫錨桿索非對稱支護技術等，該技術能充分協調錨桿（索）系統的組成要素、要素各性能之間的協同控制作用，保證支護體的結構穩定性。

（3）高預緊力錨桿索協同強化支護原理及相應的強化控制技術較好解決了綜放大斷面煤巷支護技術難題，回采前幫頂無維修，回采期間斷面收縮率控制在30%以內，滿足了設備布置、通風、運輸、行人以及工作面端頭維護和正常推進的要求，為工作面安全高效回采提供了必備條件。

參考文獻

[1] 張百勝，康立勛，楊雙鎖.大斷面全煤巷道層狀頂板離層變形模擬研究[J].采礦與安全工程學報，2006，23（3）：264-267.

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[3] HOU C J.Review of roadway control in soft surrounding rock under dynamic pressure[J].Journal of Coal Science & Engineering，2003，9（1）：1-7.

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[5] 康紅普，王金華，林健.高預應力強力支護系統及其在深部巷道中的應用[J].煤炭學報，2007，32（12）：1233-1238.

[6] 肖同強，柏建彪，王襄禹，等.深部大斷面厚頂煤巷道圍巖穩定原理及控制[J].巖土力學，2011，32（6）：1874-1880.

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[8] HOU Chao-jiong，Review of Roadway Control in Soft Surrounding Rock under Dynamic Pressure[J].Journal of Coal Science & Engineering，June 2003，9（1）：1-7.

[9] 張農，袁亮.離層破碎型煤巷頂板的控制原理[J].采礦與安全工程學報，2006，23（1）：34-38.

[10] 張農，高明仕.煤巷高強預應力錨桿支護技術與應用[J].中國礦業大學學報，2004，33（5）：524-527.

[11] 劉長武，郭永峰.錨網（索）支護煤巷頂板離層臨界值分析[J].巖土力學，2003（24）：231-234.

[12] 侯朝炯，勾攀峰.巷道錨桿支護圍巖強度強化機理研究[J].巖石力學與工程學報，2000，19（3）：342-345.endprint

2.2 強化控制技術

在錨桿、錨索協同強化支護系統中，預應力是重要參數，對錨桿施加合理大小的預應后，層狀頂板可能會形成頂板預應力結構或者組合梁結構，提高巷道圍巖的穩定性。再利用預應力錨索的協調作用，將巷道周邊的集中應力向深部圍巖轉移，從而調動深部穩定圍巖控制淺部破碎圍巖。避免錨桿、錨索單獨承載，才能達到協同支護的效果，頂板錨桿預緊力矩應不小于400 N·m，幫錨桿預緊力矩應不小于300 N·m。

（1）頂板高預緊力錨桿索：及時給錨桿或其它支護構件以很高的張拉力，并傳遞到層狀頂板，使頂板巖層在水平應力作用下處于橫向壓縮狀態，形成“剛性化”的壓力自撐結構，從而阻止高水平應力對頂板圍巖體的破壞，消除或大大減緩弱面離層現象，同時減緩兩幫圍巖的應力集中程度和巖體破壞現象，從根本上維持圍巖穩定。

（2）幫部高預應力錨索梁（桁架）：在幫部采用桁架支護技術，以頂底角圍巖的相對穩定區作為錨固點，對幫部圍巖主動施加橫向約束，控制幫部淺部巖體滑移失穩，使實體煤側大變形得到有效限制，窄煤柱側的完整性和抗回轉剪切能力得到明顯提高，有力維護巷道圍巖結構整體框架穩定性。若小煤柱側幫施工桁架效果不好則采用兩排走向錨索梁控制其變形。

3 工程實踐

3.1 支護參數設計

東灘煤礦1306軌道順槽斷面為梯形斷面，S荒=20.4 m2，S凈=18.62 m2，巷道凈高H=3.8 m，是典型的復雜破碎頂板下綜放巷道，其變形破壞具有如下幾個明顯的特點：

（1）煤層地質構造復雜，煤層結構賦存條件多變。

（2）頂煤厚度較大，基本在4～5 m，中間含有軟弱夾層或弱面，錨固效果差。

（3）煤幫含有0.5 m厚的泥巖夾層，高應力作用下結構面剪切滑移嚴重。

（4）區域內應力較為復雜，具有沖擊傾向，錨桿錨索破斷十分頻繁。

（5）掘進階段變形比其它采區沿空巷道變形有明顯增加。

（6）煤柱幫部支護結構整體性不強時，對幫部控制作用差，導致幫部位移非常大。

針對上述大斷面綜放沿空巷道圍巖特點失穩機理，設計如圖5所示的支護方案。

3.2 試驗結果

通過對1306軌順巷道圍巖變形量的檢測，頂底位移量最大為471 mm，平均移近量為225.8 mm。頂板下沉移近量最大為118 mm，平均移近量為57.3 mm。底板鼓起移近量最大為403 mm，平均移近量為176.5 mm。兩幫移近量最大為445 mm，平均移近量為248 mm。不采幫移近量最大為301 mm，平均移近量為167.3 mm。采幫移近量最大為190 mm，平均移近量為76.5 mm。變形量均處于允許的范圍內，取得了良好的效果，巷道支護實照如圖6所示。

4 基本結論

（1）綜放大斷面巷道由于其跨度比較大，兩幫、頂板均為煤層，巷道圍巖強度較低，尤其還要受采動影響，沿空巷道煤柱側會受到強烈的壓縮和側向回轉作用后，極易發生高煤幫的剪切滑移失穩現象。

（2）針對東灘礦3煤綜放沿空巷道（留小煤柱沿空掘巷）實際情況，提出了強化控制技術思想，形成了具體的錨桿索性能協同強化控制技術。關鍵在于頂板高性能錨桿預應力支護技術、高幫部桁架支護技術、幫頂基角“斜拉”錨索梁支護技術，高低幫錨桿索非對稱支護技術等，該技術能充分協調錨桿（索）系統的組成要素、要素各性能之間的協同控制作用，保證支護體的結構穩定性。

（3）高預緊力錨桿索協同強化支護原理及相應的強化控制技術較好解決了綜放大斷面煤巷支護技術難題，回采前幫頂無維修，回采期間斷面收縮率控制在30%以內，滿足了設備布置、通風、運輸、行人以及工作面端頭維護和正常推進的要求，為工作面安全高效回采提供了必備條件。

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2.2 強化控制技術

在錨桿、錨索協同強化支護系統中，預應力是重要參數，對錨桿施加合理大小的預應后，層狀頂板可能會形成頂板預應力結構或者組合梁結構，提高巷道圍巖的穩定性。再利用預應力錨索的協調作用，將巷道周邊的集中應力向深部圍巖轉移，從而調動深部穩定圍巖控制淺部破碎圍巖。避免錨桿、錨索單獨承載，才能達到協同支護的效果，頂板錨桿預緊力矩應不小于400 N·m，幫錨桿預緊力矩應不小于300 N·m。

（1）頂板高預緊力錨桿索：及時給錨桿或其它支護構件以很高的張拉力，并傳遞到層狀頂板，使頂板巖層在水平應力作用下處于橫向壓縮狀態，形成“剛性化”的壓力自撐結構，從而阻止高水平應力對頂板圍巖體的破壞，消除或大大減緩弱面離層現象，同時減緩兩幫圍巖的應力集中程度和巖體破壞現象，從根本上維持圍巖穩定。

（2）幫部高預應力錨索梁（桁架）：在幫部采用桁架支護技術，以頂底角圍巖的相對穩定區作為錨固點，對幫部圍巖主動施加橫向約束，控制幫部淺部巖體滑移失穩，使實體煤側大變形得到有效限制，窄煤柱側的完整性和抗回轉剪切能力得到明顯提高，有力維護巷道圍巖結構整體框架穩定性。若小煤柱側幫施工桁架效果不好則采用兩排走向錨索梁控制其變形。

3 工程實踐

3.1 支護參數設計

東灘煤礦1306軌道順槽斷面為梯形斷面，S荒=20.4 m2，S凈=18.62 m2，巷道凈高H=3.8 m，是典型的復雜破碎頂板下綜放巷道，其變形破壞具有如下幾個明顯的特點：

（1）煤層地質構造復雜，煤層結構賦存條件多變。

（2）頂煤厚度較大，基本在4～5 m，中間含有軟弱夾層或弱面，錨固效果差。

（3）煤幫含有0.5 m厚的泥巖夾層，高應力作用下結構面剪切滑移嚴重。

（4）區域內應力較為復雜，具有沖擊傾向，錨桿錨索破斷十分頻繁。

（5）掘進階段變形比其它采區沿空巷道變形有明顯增加。

（6）煤柱幫部支護結構整體性不強時，對幫部控制作用差，導致幫部位移非常大。

針對上述大斷面綜放沿空巷道圍巖特點失穩機理，設計如圖5所示的支護方案。

3.2 試驗結果

通過對1306軌順巷道圍巖變形量的檢測，頂底位移量最大為471 mm，平均移近量為225.8 mm。頂板下沉移近量最大為118 mm，平均移近量為57.3 mm。底板鼓起移近量最大為403 mm，平均移近量為176.5 mm。兩幫移近量最大為445 mm，平均移近量為248 mm。不采幫移近量最大為301 mm，平均移近量為167.3 mm。采幫移近量最大為190 mm，平均移近量為76.5 mm。變形量均處于允許的范圍內，取得了良好的效果，巷道支護實照如圖6所示。

4 基本結論

（1）綜放大斷面巷道由于其跨度比較大，兩幫、頂板均為煤層，巷道圍巖強度較低，尤其還要受采動影響，沿空巷道煤柱側會受到強烈的壓縮和側向回轉作用后，極易發生高煤幫的剪切滑移失穩現象。

（2）針對東灘礦3煤綜放沿空巷道（留小煤柱沿空掘巷）實際情況，提出了強化控制技術思想，形成了具體的錨桿索性能協同強化控制技術。關鍵在于頂板高性能錨桿預應力支護技術、高幫部桁架支護技術、幫頂基角“斜拉”錨索梁支護技術，高低幫錨桿索非對稱支護技術等，該技術能充分協調錨桿（索）系統的組成要素、要素各性能之間的協同控制作用，保證支護體的結構穩定性。

（3）高預緊力錨桿索協同強化支護原理及相應的強化控制技術較好解決了綜放大斷面煤巷支護技術難題，回采前幫頂無維修，回采期間斷面收縮率控制在30%以內，滿足了設備布置、通風、運輸、行人以及工作面端頭維護和正常推進的要求，為工作面安全高效回采提供了必備條件。

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