特厚煤層大斷面復合頂板煤巷支護技術

袁勝軍,李二鵬，鄭 陽，龔 爽，王金光，李世俊

(1.山西大同大學煤炭工程學院，山西 大同 037003；2.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京 100083；3.鄂爾多斯職業學院礦業系，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

特厚煤層大斷面復合頂板煤巷支護技術

袁勝軍1,李二鵬2，鄭 陽3，龔 爽2，王金光2，李世俊2

(1.山西大同大學煤炭工程學院，山西 大同 037003；2.中國礦業大學(北京)資源與安全工程學院，北京 100083；3.鄂爾多斯職業學院礦業系，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

針對某礦輔助運輸大巷變形嚴重、返修量大的支護難題，對巷道頂板復合結構變形機制進行了力學分析，揭示出巷道頂部錨固層厚度、頂板軟弱夾層與錨固區相對位置及錨桿(索)預應力是影響此類巷道穩定的重要因素；運用FLAC3D數值模擬軟件對不同支護參數的控制效果進行了研究，結合現場生產地質條件綜合確定了“高強高預應力錨桿(索)+金屬網+W型鋼帶+噴射混凝土”聯合支護方案。現場實踐表明，巷道頂底板移近量以及兩幫移近量明顯減少，圍巖變形得到了有效的控制。

大斷面；復合結構；錨固層厚度；軟弱夾層；高強高預應力錨桿

隨著厚煤層開采集約化程度的不斷提高，采準巷道布置亦出現了相應的轉變[1-2]：一方面，為了提高掘進速度和縮短建井周期，一些永久巷道從巖巷向煤巷發展；另一方面，為了提高斷面利用率以及滿足大型采掘設備與開采強度的要求，巷道斷面也從原來的小斷面拱形向大斷面矩形轉變。這些轉變為礦井實現高產高效提供了便捷條件，但同時給巷道支護帶來了一定的困難，煤層巷道由于圍巖松軟破碎，其變形的主要表現為頂板劇烈下沉、兩幫移近量大、底板鼓起等，特別是具有復合型頂板結構的巷道，頂板的支護更是有一定難度，原因是上部煤層與巖層、夾矸層以及煤層內部不連續面之間容易發生離層，頂板出現整體下沉現象，最終發生失穩冒頂事故[3]。針對某礦輔助運輸大巷存在的支護難題，分析巷道變形破壞機制，提出適用于該地質條件的支護對策，形成大斷面復合頂板巷道翻修重新支護的技術方案，得到了成功的應用。

1 工程概況

某礦主采3-5#煤層，煤層平均厚度15.72m，煤層沉積環境不穩定，結構復雜，分岔合并現象頻繁，夾矸層較多，平均含矸率16%。由于受到火成巖侵入的影響，煤層由原來單一的正常煤形成了包含煌斑巖、硅化煤、混煤和正常煤等多種成份的非常復雜的結構，中上部的火成巖變成了堅硬的煌斑巖，而下部的混煤結構卻較疏松并且性脆易碎。煤層頂板為不同巖性薄層互層型復合結構，煤層內部節理較為發育，不連續面和弱結構偏多。礦井輔助運輸大巷沿煤層頂板掘進，頂板上部為煤層、夾矸層的混合復合結構體，結構體內部節理發育，性脆易碎，頂板具體巖性結構見圖1。

圖1 某典型輔助運輸大巷頂板巖層柱狀圖

巷道在初始掘進過程中巷道變形嚴重，頂底板移近量將近400mm，兩幫變形量也達到300mm，曾經突發冒頂事故，冒落長度達47m，高度12m左右。巷道返修量大，進行過兩次大范圍的返修施工，但巷道變形仍沒有得到有效的控制，支護效果不理想因此，從根本上分析頂板變形失穩的機制，形成支護機理，再提出相應合理巷道整體支護方案是解決這類問題的有效途徑。

2 大斷面復合頂板煤巷破壞特點與控制對策

2.1 巷道頂板破壞機制分析

巷道頂板上部煤層軟弱夾矸層較多，夾矸厚度較小，節理發育，具有復合結構體的特征。由于巷道頂板復合結構中各個夾矸層和實體煤層與巷道跨度之比較小，其抗彎剛度很低，而且巷道跨度往往遠大于各分層的極限跨距，在彎曲應力的作用下，上部頂板結構會出現彎曲下沉和離層的失穩狀況，加之其受到具有一定強度的初始支護，因此，其受力狀態可視為均布載荷作用下的兩端固支的組合梁結構(圖2(a)[4]。圖2(b)為巷道頂板復合結構三角拱剪脹平衡力學模型，以說明巷道頂部復合結構的變形破壞問題。

σ—法向應力；τ—剪應力；p1—錨桿(索)錨固力；P2—錨桿 (索)有效法向錨固力；∑h—巷道頂板錨固層厚度；L—巷道寬度 圖2 巷道頂板三鉸拱剪脹平衡力學模型[4]

三鉸拱在拱腳處的平衡條件是總的下滑力應不大于破斷面上所具有的摩擦阻力。取復合結構各個破斷面的摩擦角為φ，可得平衡條件，見式(1)。

(1)

式中：T為三鉸拱水平推力，kN；V為拱腳豎向力，kN；θ為復合結構層破斷面與層面法向間夾角，(°)；φ為破斷面間摩擦角，(°)。借助三角公式得式(2)。

(2)

由式(1)和式(2)可得式(3)。

(3)

式中：β為巖層破斷角，(°)。

再由力學模型可得三鉸拱拱腳處的豎向力V和水平推力T(不計頂板下沉量)，分別見式(4)、式(5)。

(4)

(5)

式中：q為三鉸拱均布載荷，kN/m2；L為巷道跨度，m；∑h為拱高(錨固層厚度)，m。

由式(4)、式(5)可知，當巷道寬度L增大時，頂板附近的豎向應力V和水平推力T均隨著增大，當上部載荷q以及錨固層厚度∑h一定時，水平推力T與巷道寬度L成二次方正比關系；當q與L一定時，T與∑h則是反比例關系。由圖2所示，在水平推力的作用下，半拱塊體層面上會產生較大的剪應力τ，當產生的剪應力足夠大時，由于復合結構層面上自身的法向力σ有限，其抗剪強度不足以平衡層面上的剪應力，結果勢必引起半拱塊體沿其層面發生剪切錯動，最終導致三鉸拱結構失鉸而滑落失穩。

2.2 巷道破壞原因分析及控制對策

輔助運輸大巷原先主要支護參數為：頂板錨桿規格φ18mm×2000mm，間排距為900mm×1000mm；錨索規格φ15.5mm×6000mm，間排距為1600mm×2000mm；幫錨桿規格φ18mm×1700mm，間排距為1200mm×1500mm。結合其支護特點得出原有支護條件下巷道變形破壞主要原因。

1)錨固層厚度小 由式(5)知，錨固層厚度小使得水平推力T增大，使得頂板半拱體層面上剪應力增大，從而頂板三鉸拱滑落失穩風險性增大。

2)錨固區位置不合理 煤巷復合頂板機構中軟弱夾層和錨固區的相對位置是決定巷道破壞特征形式的重要因素[5]。結合大巷頂板巖層柱狀圖可知，原有支護中軟弱夾層均處在錨桿錨固區邊緣和錨索錨固區的邊緣，而這種相對位置關系軟弱夾層離層最為明顯，錨桿索最易被拉斷，巷道也最易失穩垮冒。

3)支護強度低 原先的錨桿(索)直徑小、預應力低，這種低強度低剛度的支護方式，一方面不能有效主動控制巷道變形，尤其是頂板復合結構的穩定性不能得到保障；另一方面不能有效發揮圍巖自身承載作用。

控制對策：①增大錨固層厚度 通過增大錨桿索長度增加錨固層厚度，減小水平推力T值，降低頂板三鉸拱滑落失穩風險；②合理布置錨桿(索) 通過布置錨桿(索)形成有利的錨固區范圍，并改善軟弱夾層與錨固區的相對位置關系，使軟弱夾層處于錨固區以內，并使錨桿(索)深入到承載能力較高的穩定巖層中，充分發揮錨桿(索)支護性能;③改善錨固區圍巖力學性質與應力狀態 通過采用大直徑高預應力錨桿(索)快速增大巷道圍壓，增大支護系統強度，改善圍巖應力狀態，提高圍巖承載能力，同時輔以鋪設金屬網和W型鋼帶提高支護系統剛度。

綜合以上分析，提出以高強度錨桿(索)為基礎，高預應力為核心，高系統剛度為關鍵的“高強高預應力錨桿(索)+金屬網+W型鋼帶+噴射混凝土”聯合支護方案，對巷道進行重新翻修支護。

3 聯合支護方案

3.1 支護參數設計

輔助運輸巷道斷面形狀為矩形，寬6.6m，高4.0m。采用FLAC3D模擬軟件對支護參數進行研究，模型尺寸:長×寬×高=47m×25m×40m。在左右、前后及底面采用位移邊界，上面采用應力邊界，加載的應力相當于上覆巖層的重力，針對錨桿(索)長度與巷道圍巖變形關系進行模擬分析。模擬方案見表1。

表1 數值模擬方案表

頂錨桿不同長度時圍巖變形情況如圖3(a)所示，結果表明：當頂錨桿長度從2m增加到3m的過程中，頂板下沉量從181mm減小到138mm，兩幫移近量從168mm減小到130mm，底臌量變化不明顯；當頂錨桿長度從3m到3.5m時，圍巖變形不明顯。這表明頂錨桿長度的變化對頂板和兩幫的變形有較大的影響，對底板變形影響較小。因此，頂錨桿長度為3m時能較好地控制頂板和兩幫的變形。同理從圖3(b)中可知，當頂錨索長度由6m變到10m時，巷道頂板和兩幫變形量變化幅度較大，底板變形量變化幅度較小。當頂錨索長度由10m變為12m時，圍巖變形量相對穩定，由此可見，長度為10m的頂錨索能更好的控制巷道圍巖變形。同理從圖3(c)可知，當幫錨桿長度由1.7m變到2.4m時，巷道頂板和兩幫變形差異明顯，底板變形幅度依然較小，而當幫錨桿長度由2.4m變為2.8m時，巷道圍巖變形較之前不明顯，從而，當幫錨桿長度為2.4m時，巷道頂板和兩幫能得到有效的控制。

綜合理論計算分析、模擬結果、工程類比及現場施工等方面確定頂錨桿長度為3m，頂錨索長度為10m，幫錨桿長度為2.4m。

3.2 支護方案

在現場詳細的地質力學調查測試以及錨桿拉拔試驗的基礎上，通過運用理論分析、數值模擬以及工程類比的方法，并結合該礦井的實際情況，確定輔助運輸大巷支護布置如圖4所示。

頂板支護：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼，長度為3000mm，樹脂加長錨固。采用拱型高強度托板，托板規格為150mm×150mm×10mm。采用W型鋼帶和金屬網護頂，鋼帶規格：6300mm×250mm×3mm(長×寬×厚)。鋼筋網規格為2200mm×1200mm×3mm(長×寬×厚)。錨桿排距為1000mm，每排7根錨桿，間距為1000mm。錨索直徑為17.8mm，長度為10300mm，灌注水泥漿進行全長錨固。錨索每2排3根，排距為2000mm，錨桿索預緊力均不低于100kN。

圖3 錨桿(索)支護參數與圍巖變形的關系

圖4 某典型輔助運輸大巷翻修支護斷面圖 (未標注單位：mm)

巷幫支護：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼，長度為2400mm。采用拱型高強度托板，托板規格為150mm×150mm×10mm，樹脂加長錨固。W型鋼帶和金屬網護幫，鋼帶厚度為3mm，寬度為250mm，長度為3300mm。鋼筋網片規格為3200mm×1200mm。錨桿排距為1000mm，每排每幫4根錨桿，間距為1000mm。

最后，為進一步提高支護強度，防治巷道圍巖表面風化，進行混凝土噴射，噴射混凝土標號大于C20，分兩次噴射，每次噴射混凝土厚度50mm，總計100mm，并滯后錨桿支護200m再進行噴射。

4 聯合支護方案數值模擬分析

為分析聯合支護方案對大斷面復合頂板結構巷道圍巖的控制效果，運用模擬軟件FLAC3D對支護方案進行模擬(圖5)。

圖5 聯合支護方案數值模擬效果圖

頂底板最大相對移近量146.32mm，其中頂板最大下沉量128.56mm，兩幫最大移近量128.73mm，表明該支護方案能夠有效控制大斷面復合頂板煤巷圍巖變形。

5 工程效果分析

采用十字布點法安設表面位移監測斷面，用于監測巷道表面位移，同時采用LBY-3型頂板離層指示儀監測頂板巖層錨固范圍內外位移值。巷道變形在80天后基本趨于平穩，頂板下沉量為123mm，兩幫移近量為106mm，底臌量為32mm，頂板離層指示儀均指示頂板離層松動值較小，處于穩定狀態。以上觀測數據分析表明，巷道實施聯合支護方案后，巷道圍巖強度得到了很大程度的改善，其自身的承載能力得到了提高，巷道的變形得到了有效控制，確保了輔助運輸大巷的安全高效使用。

6 結論

1)增大錨桿(索)長度一方面能夠增加錨固層厚度，降低巷道頂板三鉸拱所受水平推力；另一方面能夠改善頂板軟弱夾層與錨桿(索)錨固區相對位置，使巷道處于不易垮冒狀態。

2)高強高預應力錨桿(索)綜合承載性能強，能夠改善錨固區應力狀態，高剛度護表支護材料能夠提高支護系統剛度。

3)“高強高預應力錨桿(索)+金屬網+噴射混凝土”聯合支護方案，即以高強錨桿(索)為基礎，以高預應力為核心，以高系統剛度為關鍵，提高了巷道頂部圍巖自身承載能力，有效的控制了巷道圍巖變形，支護效果顯著，一定程度上解決了此類煤層巷道支護難題。

[1] 康紅普,王金華,林建.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析[J].巖石力學與工程學報，2010，29(4)：650-662.

[2] 康紅普,王金華,林建.煤礦巷道支護技術的研究與應用[J].煤炭學報，2010，35(11)：1809-1816.

[3] 謝生榮，何富連，張守寶，等． 大斷面復合泥巖頂板切眼桁架錨索組合支護技術[J].中國礦業，2008，17(9)：90-92．

[4] 賈喜榮.巖石力學與巖層控制[M].徐州：中國礦業大學出版社，2010.

[5] 張農，李桂臣，闞甲廣.煤巷頂板軟弱夾層層位對錨桿支護結構穩定性影響[J].巖土力學，2011，32(9)：2753-2758.

Roadway support technique with large section and composite roof in thick coal seam

YUAN Sheng-jun1，LI Er-peng2,ZHENG Yang3，GONG Shuang2，WANG Jin-guang2，LI Shi-jun2

(1.Coal School，Shanxi Datong University，Datong 037003，China；2.School of Resource and Safety Engineering，China University of Mining and Technology(Beijing)，Beijing 100083,China；3.Mining Department，Ordos Vocational College，Ordos 017000,China)

In order to solve the support problems of the auxiliary haulage roadway，such as large deformation and frequent rework，we revealed the roadway stability influence factors that are anchored thickness，relative positional relation of weak interlayer and anchorage area and anchor cable pre-stress by means of the mechanical stability analysis of deformation mechanism in the composite structure above roof.Furthermore，we researched the control effect with different parameters aided by FLAC3D.In addition，combined with field production and geological conditions，we finally proposed the collaborative support program consists of high strength and high pre-stressed anchor (cable)，metal mesh，W steel trips and concrete injection.The field practice shows that deformation amount of roof，floor and two sides in roadway obviously decreased，which indicates the effective control of the roadway surrounding rock deformation.

large section；composite structure；anchored layer thickness；weak interlayer；high strength and high pre-stress anchor

2014-03-20

袁勝軍(1979-)，男，山西大同人，碩士，現在山西大同大學任教，從事礦山安全相關領域研究。

李二鵬(1990-)，男，河南駐馬店人，碩士研究生,從事礦山壓力與巖層控制研究。E-mail:929590485@qq.com。

TD353

A

1004-4051(2015)02-0106-04