基于斷面形狀效應的厚頂煤巷道支護參數優化

李曉斌，楊張杰，翟恩發，劉念全，王慶牛

(1.華興能源有限責任公司 唐家會煤礦，內蒙古 鄂爾多斯 017006； 2.安徽省煤炭科學研究院，安徽 合肥 230001)

內蒙古西部礦區特厚煤層儲量豐富，為了提高生產效率，目前西部礦區針對特厚煤層的開采，多采用綜合機械化放頂煤開采工藝[1-2]，工作面回采巷道沿煤層底板掘進且多采用矩形斷面[3-5]，巷道頂板為厚層煤體，加之綜放設備趨于大型化，這類巷道不僅斷面大，而且受采掘影響后頂板煤體易出現離層破碎、頂板兩側肩角錨桿易出現剪切破斷等礦壓顯現象特征，支護問題突出[6-7]。

近年來，國內一些大專院校、科研單位及企業工程技術人員對厚頂煤巷道支護問題及巷道斷面形狀對圍巖穩定性的影響均進行了多方面研究。何富連等[8]針對厚頂煤大斷面巷道頂煤裂隙發育、變形強烈、破壞范圍大、易發生離層和冒頂等問題，指出采用桁架錨索加強支護，可有效控制巷道圍巖變形；李術才等[9]針對巨野礦區深部高地應力厚頂煤巷道支護特點，提出了“先抗后讓再抗”的支護理念；韓現民等[10]通過數值計算和現場試驗，對馬蹄形斷面和大曲率邊墻、似圓形斷面形式下隧道的支護受力和圍巖變形特征進行了對比分析，得出采用似圓形斷面可以有效地控制圍巖的變形量和變形速率；李桂臣等[11]對矩形、直墻半圓拱形等6種巷道斷面形狀進行了數值模擬，提出了巷道支護“等效開挖”和“無效加固區”的概念。然而上述研究多集中于巷道斷面形狀對圍巖穩定性的影響及厚頂煤巷道圍巖變形控制問題，而對于決定厚頂煤巷道最終破壞形式的巷道頂板兩側肩角處剪切破壞仍未引起足夠重視[12]。筆者以唐家會礦61201運輸巷為工程背景，在對矩形和直墻平頂肩角微拱形厚頂煤巷道應力分布特征進行對比分析的基礎上，提出了巷道斷面形狀優化方案及合理支護參數。

1 工程概況

61201綜放面位于唐家會礦首采盤區西翼，工作面東至6煤回風大巷，西至井田邊界，北至首采盤區北邊界以北62 m，南至首采盤區北邊界以南215 m。61201運輸巷長2 100 m，平均埋深523.6 m，巷道沿6煤底板掘進，為全煤巷道。

6煤厚度10.4～25.0 m，平均厚17.5 m，煤層傾角1°～3°，平均2°，煤層內不僅原生裂隙發育，且含有多層泥巖夾矸，夾矸厚度不穩定，強度低；巷道直接頂為砂質泥巖，厚度2.4～3.2 m，平均厚2.8 m；基本頂為富水中細砂巖，厚度4.75～18.30 m，平均厚8.76 m；直接底為砂質泥巖，厚度3.99～7.12 m，平均厚5.49 m；基本底為細砂巖，厚度10.28～12.57 m，平均厚11.68 m。

61201綜放工作面運輸巷初步設計采用矩形斷面，錨索網支護，巷道凈斷面5.5 m×3.8 m。頂板錨桿規格φ20 mm×2 500 mm，巷幫錨桿規格φ18 mm×2 200 mm，頂板錨索規格φ21.6 mm×8 300 mm；頂板錨桿與錨索均布置在頂板W5鋼帶上，每排共布置7根錨桿(索)，頂板錨索按“3-1”布置，即第1排W5鋼帶上1、4、7號孔眼位置布置錨索，第2排W5鋼帶上僅巷中4號孔眼布置錨索，其余位置布置錨桿，如此類推；頂、幫錨桿(索)間排距均為800 mm×900 mm。

根據礦壓觀測及巷道支護調查，該巷道矩形斷面支護段圍巖變形具有如下特點：①巷道成型差。由于6煤原生裂隙、特別是縱向裂隙發育，巷道掘進時掘進面煤壁片幫嚴重，巷道成型差；②巷道變形快、頂煤破碎嚴重。根據鉆孔窺視(圖1)，巷道掘進僅7 d，頂板淺部1.5 m范圍內的煤體便發生了明顯離層破碎現象。

圖1 矩形斷面段頂板鉆孔窺視Fig.1 Borescope of rectangular section roof

巷道頂板兩側肩角錨桿剪斷頻現，兜網明顯。由于矩形斷面巷道肩角易形成應力集中，頂板兩側肩角錨桿因剪切破斷，錨桿托板脫離巖面，從而造成頂板兩側肩角金屬網出現兜網現象。

綜上，雖然61201綜放工作面運輸巷圍巖變形與6煤地質條件及錨網支護參數設計有關，但巷道頂板兩側肩角錨桿剪切破斷，是造成巷道變形破壞的關鍵因素之一。

2 斷面形狀對巷道穩定性影響數值模擬

為了掌握不同斷面形狀對巷道穩定性的影響，采用UDEC4.0軟件，對矩形和直墻平頂肩角微拱形厚頂煤巷道應力分布特征進行了分析。

2.1 模型的建立

根據61201綜放工作面運輸巷地質條件，建立長110 m、高50 m計算模型，模型兩側限制水平方向移動，模型底邊限制水平方向和垂直方向移動，模型上表面為應力邊界，用來模擬上覆巖體自重。材料破壞遵循Mohr-Coulomb強度準則，煤巖層物理力學參數見表1。

表1 煤巖層物理力學參數Tab.1 Physico-mechanical parameters of coal and rock strata

2.2 模擬方案

為便于厚頂煤巷道綜掘機施工，模擬方案分2種工況。

工況一：巷道斷面形狀為矩形，凈斷面規格為5.5 m×3.8 m，巷道沿6煤底板掘進，支護形式為錨索網支護。

工況二：巷道斷面為直墻平頂肩角微拱形，肩角微拱半徑為0.8 m，凈斷面規格為5.5 m×3.8 m，巷道沿6煤底板掘進，支護方案與參數與工況一相同。

在巷道頂板、肩角、幫部煤體內設置監控測線監測巷道圍巖應力及位移，每條測線10 m，每條測線上設置20個點，單根測線上測點間隔0.5 m(圖2)。

圖2 監控測線布置Fig.2 Monitoring line layout

2.3 應力分布

矩形斷面和直墻平頂肩角微拱形斷面巷道圍巖應力分布如圖3和圖4所示。由圖3和圖4可以看出，巷道開挖后，由于應力的重新分布，圍巖應力在距離巷道周邊一定距離集中并呈近似連續包絡分布，沿巷道徑向方向上由近及遠依次可劃分為應力降低區、應力集中區和原巖應力區。應力降低區位于巷道淺部，工況一矩形斷面巷道4個邊角的淺部應力值均超過16 MPa(大于原巖應力值13 MPa)，表明上述位置存在應力集中現象；而工況二直墻平頂肩角微拱形斷面巷道除底板兩側淺部邊角處圍巖的應力值超過16 MPa外，頂板兩側肩角處的應力值均小于8 MPa，肩角處無應力集中，有利于防止支護結構體受剪切破壞。

圖3 矩形斷面應力分布Fig.3 Stress distribution of rectangular section

圖4 直墻平頂肩角微拱形斷面應力分布Fig.4 Stress distribution of micro-arch section with flat top shoulder angle of vertical wall

另外，從巷道淺部應力降低區范圍來看，矩形斷面頂板應力降低區范圍為1.5 m，兩幫0.5 m，底板1.0 m。直墻平頂肩角微拱形斷面頂板應力降低區范圍為1.0 m，兩幫0.4 m，底板1.0 m，雖然2種斷面底板應力降低區范圍一致，但直墻平頂肩角微拱形斷面頂、幫應力降低區范圍明顯比矩形斷面小。由于應力降低區是由巷道圍巖松動卸壓引起的，應力降低區范圍大，巷道圍巖的松動范圍也越大，說明直墻平頂肩角微拱形斷面巷道頂板煤體的松動范圍較矩形斷面小。

綜上，直墻平頂肩角微拱形斷面巷道與矩形斷面巷道相比，不僅頂板兩側肩角無應力集中，而且頂、幫煤體松動范圍均有所減小，尤其頂煤松動范圍減小明顯，說明直墻平頂肩角微拱形斷面有利于維護巷道圍巖穩定。

3 巷道支護對策及參數優化

3.1 巷道支護對策

針對61201綜放面運輸巷圍巖變形特征，并結合斷面形狀對厚頂煤巷道圍巖穩定性影響數值模擬分析，該巷道支護應采取以下技術對策。

(1)優化巷道斷面形狀。為改善頂板受力狀態，避免矩形斷面頂板兩側肩角應力集中，將巷道斷面由矩形優化為直墻平頂肩角微拱形。

(2)控制煤壁片幫。根據直墻平頂肩角微拱形斷面特點，利用錨桿錨索將頂板W鋼帶和幫部鋼筋梯子梁在兩側肩角微拱處搭接成整體支護結構，不僅可提高頂板肩角處圍巖的穩定性，而且有利于控制煤壁片幫，有利于巷道成型。

(3)防止厚頂煤沿煤幫整體垮落。利用W5鋼帶組合多根錨桿和錨索形成桁架斜拉結構[13-14]，該技術的實質，就是在巷道頂板同1根W厚鋼帶兩側肩窩孔內各設置1根外扎750的斜拉錨索，使頂板支護結構體形成類似于桁架的斜拉結構，從而可避免厚頂煤沿煤幫整體垮落。

3.2 巷道支護參數優化

根據61201綜放工作面運輸巷地質條件及支護對策，巷道斷面設計為直墻平頂肩角微拱形，凈高3.8 m、凈寬5.5 m。運用錨桿支護圍巖強度強化理論進行巷道支護參數優化，頂板采用W5鋼帶組合錨桿、錨索形成桁架結構，巷幫采用鋼筋梯子梁組合錨桿，頂板W5鋼帶和巷幫鋼筋梯子梁在頂板兩側肩角微拱處搭接；頂板錨桿規格φ20 mm×2 500 mm，巷幫錨桿規格φ18 mm×2 200 mm，頂板錨索規格φ21.6 mm×8 300 mm；頂板錨桿與錨索均布置在頂板W5鋼帶上，每排共布置6根錨桿(索)，頂板錨索按“3-1”布置，頂板錨桿相應按“3-5”布置，如此類推；頂板錨桿(索)間排距為950 mm×1 000 mm，巷幫錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm，巷道頂板中部錨索垂直頂板，兩側斜拉錨索外扎750 mm(圖5)。

圖5 巷道支護優化設計Fig.5 Optimization design of roadway supporting

4 工程應用

支護設計及參數優化方案在61201綜放面運輸巷實施后，為驗證支護效果，在巷道掘進和工作面回采期間設置位移觀測站對巷道圍巖變形進行了觀測(圖6—圖7)。

圖6 掘進期間優化方案巷道變形曲線Fig.6 Roadway deformation curve of optimized scheme during excavation

由圖6可以看出，在巷道掘進80 d時間內，巷道頂板煤體下沉量最大不超過20 mm，達到15 mm時就趨于穩定，兩幫移近量最大不超過40 mm，達到35 mm時就趨于穩定；根據鉆孔窺視，掘進期間頂板煤體幾乎無離層，也未發現錨桿發生破斷現象。

圖7 回采期間優化方案巷道變形曲線Fig.7 Roadway deformation curve of optimized scheme during mining

由圖7可以看出，在61201綜放工作面回采期間，巷道受工作面采動超前支承壓力影響范圍最大為45 m，劇烈影響范圍最大為20 m，頂底板累計移近量僅220 mm，兩幫移近量僅150 mm；而且回采期間巷道頂板兩側肩角錨桿也極少出現剪切破斷現象。

綜上，在優化巷道斷面形狀的基礎上，通過W鋼帶組合錨索形成桁架斜拉結構及通過錨桿錨索將頂板W鋼帶和巷幫鋼筋梯子梁組合成整體結構后，不僅加強頂板煤體和巷幫煤體的協同支護作用，提高了頂板兩側肩角處圍巖的穩定性，而且有利于控制煤壁片幫，有利于巷道成型，支護效果顯著。

5 結論

(1)直墻平頂肩角微拱形斷面巷道與矩形斷面巷道相比，不僅頂板兩側肩角無應力集中，而且頂、幫煤體松動范圍均有所減小，尤其頂板煤體松動范圍減小明顯，說明直墻平頂肩角微拱形斷面有利于維護厚頂煤巷道圍巖穩定。

(2)裂隙發育厚頂煤巷道頂板及兩幫均為松軟破碎煤體，巷道掘進時煤壁片幫嚴重，將頂板W鋼帶和幫部鋼筋梯子梁通過錨桿、錨索實現搭接布置，不僅提高了厚頂煤巷道圍巖的整體承載能力，而且有利于控制煤壁片幫，有利于巷道成型。

(3)在優化巷道斷面形狀的基礎上，以W鋼帶組合錨索所形成的桁架斜拉結構為支護主體的優化方案，經現場應用結果表明，無論是厚頂煤巷道掘進期間還是綜放工作面回采期間，巷道圍巖控制效果明顯，能滿足綜放工作面安全高效開采需要。