大斷面復合頂板巷道圍巖控制技術研究

常月章

(霍州煤電集團 三交河煤礦，山西 洪洞 041600)

1 工程概況

某礦7801工作面主采3#煤層，煤層均厚為5.45 m，平均傾角為10°，煤層直接頂為砂質泥巖，均厚5.67 m；基本頂為中細粒長砂巖，均厚5.06 m；直接底為泥巖，均厚3.8 m，基本底為砂質泥巖，均厚3.46 m，7801工作面頂底板巖層特征見圖1. 7801工作面運輸巷與回風巷斷面尺寸為5 m×3.5 m，開切眼的斷面尺寸為8 m×3.2 m，切眼埋深800 m.在7801工作面開切眼形成后，由于頂板為弱化復合型頂板，切眼在小構造、頂板砂巖水等因素的影響下原有的錨網索支護不能有效地控制巷道圍巖穩定；巷道出現變形嚴重，頂板離層的現象，在構造應力較大的區域，巷道頂板下沉量達到40 cm以上，頂板破壞較嚴重，鋼帶出現扭曲變形等現象，需采取有效支護手段控制巷道圍巖的變形。

2 大斷面復合頂板巷道失穩機理

7801工作面切眼為矩形巷道，故此處主要對矩形巷道的失穩機理進行分析。矩形巷道的失穩機理可分為3類，分別為：壓力拱理論下巷道的失穩、水平構造應力作用造成的巷道失穩和大斷面復合頂板巷道遇水失穩。

1) 壓力拱理論下巷道失穩分析。

巷道開挖會導致圍巖應力重新分布，另外開挖后巷道頂板一般會受到拉應力作用，在拉應力大于巖石的抗拉強度時，致使頂板巖層出現變形破壞，頂部巖石會逐漸塌落，當頂板巖層塌落到一定程度后，頂板巖層會形成一個近似拱形的平衡結構，整個自然平衡拱稱之為塌落拱[1-2]. 根據普式理論，考慮到巖石受到側壓影響，對巷道頂板巖體建立具體的力學模型，見圖2.

根據圖2能夠得出：

(1)

式中：

b1—塌落拱拱高，m；

l—塌落拱短軸線與巷道底板間的長度，m；

a2—塌落拱短軸半軸長度，m；

a—矩形巷道寬度的一半，m；

b—塌落拱長軸半軸長度，m；

λ—側壓系數；

θ—塌落角，(°).

根據極限平衡理論能夠得出，式(1)中b1表達式即為塌落拱拱高的計算公式。在考慮側壓對巖石的影響時，計算得出的拱高比普式理論計算出的拱高大。根據式(1)能夠看出，塌落拱的高度會隨著巷道跨度的增大而增大，此時需對巷道采取強度較大的支護手段，當對巷道采取的支護手段所能提供的強度不足時，巷道便可能出現失穩。

圖1 7801工作面頂底板綜合柱狀圖

圖2 塌落拱力學模型圖

2) 水平構造應力造成的巷道失穩分析。

水平構造應力即為水平方向的構造應力，巷道頂板受到的剪切拉伸作用會隨著水平構造應力的增大而逐漸增大，從而會進一步致使頂板卸荷壓力拱拱高的增大，支護結構所能提供的強度小于卸荷壓力拱下巖體的重量，從而導致頂板變形量大、錨桿失效等情況，進一步致使巷道頂板失穩[3].

水平應力作用下巷道頂板的失穩形式主要為2種，分別為：a) 頂板巖層滑動。頂板巖層所受到的垂直應力會隨著水平構造應力的增大而逐漸減小，并且垂直應力存在減小到零的情況，故隨著水平構造應力的增大會使得頂板巖層出現滑移離層[4]. b) 頂板巖層剪切破斷。在水平構造應力逐漸增大時，巷道圍巖所受到的垂直應力會相應的減小，進而會導致巷道所受到的圍巖應力大于頂板巖層強度，出現剪切破壞。

3) 大斷面復合頂板巷道遇水失穩分析。

7801工作面的地質情況與相鄰7605工作面的地質情況基本一致，根據相鄰7605工作面的地質資料對7801工作面巷道破壞機理進行推斷分析。7605工作面開切眼頂板巖層砂巖含有大量水，頂板屬于復合頂板，斷面為矩形，尺寸為7 m×3.2 m，采用錨網索的支護形式。2009年該切眼在距掘進頭20 m的位置處頂板出現大面積垮落，通過現場觀察結合理論分析得出，切眼頂板在小構造應力作用下，局部巖層較松散破碎，另外由于切眼的跨度大、錨桿(索)支護方式不合理，使得頂板在高拉應力作用下，出現大變形離層現象，此時頂板的下沉量與錨索的變形會出現不匹配的情況，致使整個錨固結構失穩；另一方面，由于砂巖層中的水灰沿著錨索孔出現下泄，導致錨索的錨固力降低，錨索脫落，且水會降低錨固范圍內圍巖的強度，使得頂板下沉量急劇增大，致使切眼在圍巖壓力作用下大面積垮落。

3 圍巖控制技術與方法

3.1 支護設計方案

對大斷面復合頂板巷道進行支護時不能簡單的采用傳統支護理論進行分析，需通過合適的手段進行減跨。本次支護通過單體支護的方法將原本大跨度的切眼劃分為兩個小跨度巷道后再進行合理有效的支護，劃分后兩巷道的跨度分別為：4.5 m和3.5 m.在巷道圍巖正常段采用加長錨索進行支護，對于頂板破碎的特殊段或受水影響的頂板區域采用全長錨固方式進行支護，對于錨桿(索)的具體支護參數，根據圍巖條件具體確定。

1) 錨桿(索)的長度。

根據錨桿長度經驗公式：

Lmg=kwy(1.5+Bhd/10)

(2)

式中,kwy為圍巖影響系數，一般取0.9～1.2，根據地質資料知切眼頂板為不穩定頂板，取kwy=1.2；Bhd為巷道斷面的跨度，m.對于兩個小斷面巷道，當Bhd=4.5 m時，由式(2)能夠計算出錨桿長度Lmg=2.34，跨度Bhd=3.5 m的巷道，Lmg=2.22 m，故最終確定錨桿長度為2.4 m.

根據壓力拱理論確定錨索長度，依據式(1)，2a=8 m，2b=3.2 m，頂板巖層φ=π/6，λ=1.3，計算得出塌落拱高b1=4.36 m，在合理考慮錨索的錨固長度及外露長度后，確定錨索長度為7.3 m.

2) 錨桿(索)間排距。

新奧法理論對松軟破碎圍巖的支護，提出錨桿間排距宜為0.8～1.0 m，對于不穩定圍巖，支護經驗間排距為0.6～1.0 m，基于此并結合7801工作面切眼的具體情況，確定錨桿間排距為1 000 mm×900 mm，錨索間排距為2 000 mm×1 800 mm.

3) 錨桿(索)直徑與預緊力。

根據錨桿直徑的經驗公式，Dmzj=Lmg/110=21.3 mm，并結合該礦常用的左旋縱筋螺紋鋼錨桿直徑，確定錨桿(索)直徑為22 mm.

根據以往研究結果和現場經驗可知，錨桿的預緊力一般選擇為桿體屈服載荷的30%～50%，確定錨桿預緊力為60 kN，錨索預緊力為250 kN.

4) 組合構件參數。

采用W型鋼帶進行護幫，參數為長2 400 mm×寬280 mm×厚4 mm；采用金屬網護幫，網片規格為2 600 mm×1 000 mm.

頂板錨桿采用加長錨固方式，錨索采用兩端錨固方式，錨桿(索)間排距如上所述，每兩排打設4根錨索，9根錨桿；內側幫及外側幫錨桿均采用加長錨固方式，每排布置4根錨桿，錨桿間排距如上。具體錨桿支護斷面圖見圖3.

圖3 支護斷面圖

3.2 支護效果分析

在支護方案實施后，通過“十字布點法”對巷道表面位移情況持續監測55天，具體巷道表面監測點布置見圖4. 根據監測所得數據，得出巷道表面位移，見圖5.

圖4 巷道斷面監測點布置圖

由圖5可知，頂板下沉量及兩幫位移量隨時間逐漸增加，在35天后逐漸趨于穩定，先掘的小跨度斷面頂底板及兩幫移近量均比后掘面大跨度斷面大，兩個不同跨度的巷道頂板下沉量最大為41 mm，兩幫移近量最大為25.1 mm，底鼓量最大為14.5 mm，底板鼓起速率小于0.26 mm/d，頂板下沉量小于0.75 mm/d.故綜合上述數據可知，在采用支護方案后，雙拱切眼圍巖變形小，支護效果較好，且圍巖穩定。

圖5 巷道圍巖斷面位移—時間關系曲線圖

4 結 論

結合大斷面復合頂板巷道失穩機理與7801工作面切眼的地質條件和經驗公式，提出使用單體支護的方法對7801切眼進行減跨，并對減跨后的巷道支護方案進行設計。根據礦壓觀測結果可知，頂板下沉量最大為41 mm，兩幫移近量最大為25.1 mm.支護方案實施后，有效地解決了7801切眼巷道變形量大及頂板離層的問題，保障了巷道圍巖的穩定性。