快速掘進巷道空頂區頂板穩定性分析及支護方案

王 磊

（山西汾西礦業（集團）有限責任公司曙光煤礦，山西 孝義 032300）

1 工程概況

汾西礦業集團曙光煤業1226工作面主采2#煤層，煤層標高在+468～+508m之間，煤層均厚2.85m，傾角1～4°。2#煤層的偽頂為炭質泥巖，均厚0.4m；直接頂為粉砂巖質泥巖，均厚約6m；基本頂為細砂巖，均厚5m。1226材料巷沿2#煤層掘進。材料巷位于一采區西翼，北為尚未掘進的1226運輸巷，南鄰尚未掘進的1224運輸巷，東鄰一采集中軌道巷，西至一采區邊界，設計全長1951.5m。在掘進時巷道圍巖變形量大，掘進工作面空頂區頂板易出現冒頂現象，急需采取合理的支護手段解決頂板冒落及巷道圍巖變形量大的問題。

2 空頂區頂板穩定性分析

巷道在采用快速掘進工藝時，掘進工作面空頂區頂板的穩定性主要會受到掘進迎頭結構、空頂距離以及巷道支護結構強度的影響。

（1）掘進迎頭結構的影響

掘進空頂區頂板由于處于無支護的狀態，會在掘進擾動和巖體自重的綜合作用下出現頂板破斷、冒落情況。掘進迎頭結構對空頂區頂板主要起到支撐作用，根據相關研究表明[1-2]，當空頂距離為0～2m時，掘進迎頭的支護結構對頂板起到主要的控制作用，當空頂區距離為3～7m時，迎頭的支護結構對支護區頂板的影響程度大于對空頂區頂板的影響程度，當空頂距離為8～10m時，迎頭支護結構不會影響支護區的穩定性，但此時空頂區中部的頂板下沉量會較大。

（2）空頂距離的影響

空頂距離的變化會對空頂區域圍巖的變形程度產生較大的影響，空頂區頂板巖梁的撓曲程度會隨著支護結構滯后掘進迎頭距離的增大而不斷增大，其中空頂區頂板及兩幫移近量會隨著空頂區距離的增大呈現非線性增大趨勢，且增加速度會逐漸減小[3-4]，另外隨著空頂距離的增大，空頂區中部會處于無約束狀態，從而致使中部出現拉應力分布，在進行掘進施工時應注意該區域頂板的穩定性。

（3）巷道支護結構強度的影響

掘進巷道的支護區結構的強度是影響空頂區頂板穩定性的主要因素，與掘進迎頭結構共同控制著空頂區頂板的變形量，當支護強度大時，巷道頂板與支護結構能夠共同承載上覆巖層的載荷，但當巷道的支護強度較小時，空頂區頂板需要變形卸壓用來適應現有的支護結構，通過合理的提升支護結構的強度能夠有效地改善空頂區頂板的整體承載狀態。

3 高性能錨桿圍巖控制方案

3.1 高性能錨桿圍巖控制方案

根據1226工作面材料巷在掘進過程中圍巖的變形特征并結合空頂區頂板穩定性的分析結果選擇采用大間距、大排距的高性能錨桿對巷道進行支護，高性能錨桿具有初期預應力和后期高承載力的特點，同時能夠較快的達到工作載荷，從而有效地控制巷道圍巖變形。

（1）空頂區合理寬度

根據1226工作面的地質資料，對合理的空頂區距離進行數值模擬分析，根據模擬結果得出圍巖變形量—空頂距之間的關系曲線如圖1所示。

圖1 不同空頂距下巷道圍巖變形量

根據圖1可知，巷道圍巖的變形量會隨著空頂距的增大而逐漸增大，在空頂距小于5m時，巷道圍巖的變形量均小于100mm，在空頂距大于5m時，巷道圍巖的變形量增幅較大。結合1226工作面的巷道變形情況距空頂區頂板穩定性的影響因素，為保證空頂區頂板的穩定性，確定空頂區的距離為4m。

（2）頂錨桿的長度

根據松動圈理論可知，頂錨桿的長度L計算表達式為：

式中：

L-錨桿長度，m；

h-圍巖的破壞高度，m；

k-安全系數，根據服務年限確定，取值范圍為1～2.5；

L1-錨桿的外露長度，m；

L2-錨桿錨入穩定地層的深度，m。

綜合考慮1226工作面的地質資料確定k=1.5，h=1.6m，L1=0.1m，L2=0.3m，據此代入式（1）能夠得出頂板錨桿的長度為2.8m。

（3）幫錨桿的長度

根據松動圈理論，幫錨桿的長度為：

式中：

L-幫錨桿的長度，m；

L1-錨桿的外露長度，取為0.1m；

L2-圍巖的松動圈厚度，m；

L3-錨桿的錨固長度，取值范圍為0.3～0.4m。

根據材料巷圍巖的普氏系數確定圍巖松動圈的厚度為1.6m，取錨固長度為0.3m，故能夠得到幫錨桿的長度為2.0m。

（4）錨桿（索）直徑與預緊力

根據錨桿直徑的經驗公式，Dmzj=Lmg/110=21.8mm，并結合曙光煤業常用的左旋縱筋螺紋鋼錨桿直徑，確定錨桿（索）直徑為22mm。

根據眾多研究結果和現場經驗知，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60kN，錨索預緊力為250kN。

（5）錨桿間排距

根據1226工作面材料的地質資料，通過數值模擬對不同的錨桿間距和排距下圍巖塑性區的分布狀態進行分析。首先對合理的錨桿間距進行分析，通過布置兩個方案進行對比，方案一：頂板布置6根錨桿，間距為900mm；方案二：頂板布置4根錨桿，間距為1100mm，其余支護參數兩方案均相同，錨桿直徑均為22mm，巷道頂板及兩幫錨桿的排距均設置為1000mm。根據數值模擬結果可得塑性區的分布狀態如圖2所示。

根據圖2可知，當錨桿的間距由900mm增大到1100mm時，巷道圍巖的塑性區域出現明顯的增大，其中頂板巖層的塑性區的深度增大較為明顯。根據上述結果為確定合理的錨桿支護間距，在不改變其他支護參數時，進一步對頂板錨桿間距為750mm時進行模擬分析。結果表明，頂板錨桿間距為750mm時塑性區域的范圍比間距為900mm時圍巖的塑性區范圍減小，但減小的塑性區域的范圍較小，故綜合考慮，確定頂板錨桿的間距為900mm。

圖2 不同頂板錨桿間距時圍巖塑性區分布

在錨桿直徑為22mm、頂板錨桿間距為900mm、幫部錨桿間距為1100mm的條件下，對錨桿排距為1000mm和1200mm時巷道圍巖的塑性區分布進行模擬分析，根據模擬結果兩種不同排距下錨桿的塑性區分布如圖3所示。

圖3 不同排距下圍巖塑性區分布

通過分析圖3可知當錨桿的排距由1000mm增大到1200mm時，兩幫塑性區域的變化量較小，但頂板塑性區域出現明顯的增大現象。根據模擬結果可知，在適當的范圍內縮小錨桿的排距能夠有效地控制巷道塑性區的范圍，提高圍巖的控制效果。故在不改變其他參數的情況下，對錨桿排距為800mm時的圍巖塑性區的分布進行模擬，結果顯示頂板圍巖塑性區域進一步縮小，兩幫塑性區的范圍基本未出現變化。根據材料巷的具體頂板條件，綜合考慮后確定錨桿的排距為1000mm。

根據上述數據確定巷道頂板錨桿間排距為900×1000mm，頂板錨索排距為5000mm，兩幫錨桿間排距為1100×1000mm，并使用鋼筋梯子梁和金屬網配合高性能錨桿進行支護，具體的巷道支護參數如圖4所示。

3.2 應用效果分析

為驗證巷道支護方式的合理性，在巷道布置測站，對巷道的表面位移進行持續監測，持續觀測1個月，根據監測數據繪出如圖5所示的巷道圍巖變形—時間曲線。

圖4 巷道支護斷面圖

圖5 巷道圍巖變形曲線圖

根據圖5能夠看出，在巷道采用支護方案后約15d時，巷道頂板及兩幫變形量便基本達到穩定。頂底板的最大移近量為78mm，兩幫的最大移近量為103mm，且在巷道掘進期間無冒頂現象的出現，故可知該支護方案有效地控制了巷道圍巖的變形。

4 結論

通過分析巷道掘進期間迎頭結構、空頂距離及支護結構強度對空頂區頂板穩定性的影響，結合1226工作面材料的具體情況，得出合理空頂距離為4m的結論，提出采用高性能錨桿支護對圍巖變形量進行控制方案。支護方案實施后，頂底板最大移近量為78mm，兩幫最大移近量為103mm，有效地保證了巷道圍巖的穩定。