大斷面托頂煤巷道支護技術研究

孫小巖，賀永亮，張志聰

(1.成都理工大學 地質災害防治與地質環境保護國家重點實驗室，四川 成都 610059；2.中國礦業大學礦業工程學院，深部煤炭資源開采教育部重點實驗室，江蘇 徐州 221116；3.陜西延長石油榆林可可蓋煤業有限公司，陜西 榆林 719000)

隨著大型化設備被煤礦引用，生產效率逐步提高，為滿足高性能大型設備的運輸與使用等條件，巷道斷面面積也在日益擴大，大斷面巷道應運而生。大斷面巷道破壞了圍巖完整性，降低了巷道支護的穩定性，給巷道的支護帶來巨大挑戰。托頂煤巷道的穩定性本身就是一大支護難題，隨著開采深度和巷道斷面的不斷增大，使得托頂煤巷道的支護問題顯得尤為突出，需進行多次修復滿足巷道服務年限。因此，研究深部大斷面托頂煤巷道的破壞特征及其主動修復技術具有重要意義。

侯朝炯、勾攀峰等[1]提出了“圍巖強度強化理論”，強調錨桿與圍巖是相輔相成的組合體。劉正和[2]認為通過大面積切落巷道頂板，減小煤柱的受力狀態，能有效控制深部巷道圍巖變形。何滿潮[3]等研究了“關鍵部位耦合支護”理論，經研究表明若想達到有效控制巷道圍巖的破壞與變形，維持巷道圍巖穩定性的目的，就必須要確保巷道圍巖和支護體在剛度、強度、結構三個層面上達到耦合。馬念杰[4]提出了高強度錨索支護技術，提倡采用錨網、錨索與桁架錨索支護相配合的支護方式，該類型的支護方式對控制深部巷道圍巖變形有顯著作用。康紅普等[5]提出的“全斷面高預應力強力錨索支護理論”中表明，為了降低大斷面巷道頂板內部的拉應力，避免巷道頂板發生拉斷破壞，可以利用錨索作用于鋼筋網產生預應力。

以義馬常村礦21170下巷現場實地調研及現場測試結果為基礎，運用數值模擬、理論研究等，對義馬常村礦深部大斷面托頂煤巷道的破壞特征進行分析，對深部大斷面托頂煤巷道的變形破壞特征和支護理論進行研究，探索深部大斷面托頂煤巷道變形破壞的主控部位，得到深部大斷面托頂煤巷道的“全斷面控型易損部位強化支護”圍巖控制技術，對常村礦深部大斷面托頂煤巷道主動修復方案的確立提供了數據和理論支撐，進而進行現場工業性試驗，試驗結果表明基于“全斷面控型易損部位強化支護”圍巖控制技術的常村礦21170下巷主動修復方案能夠取得一定的經濟效益和社會效益。

1 深部大斷面托頂煤巷道力學模型

在假定巷道頂幫煤體為均質彈性體的基礎上，將僅在水平應力影響下有彎矩出現的煤體視作等效煤幫，忽略煤體上覆巖層對頂煤的作用，在此基礎上對托頂煤進行受力分析[6]，托頂煤巷道力學結構模型如圖1所示。

圖1 托頂煤巷道力學結構模型

為了方便后期對托頂煤巷道應力狀態的分析與研究，現將等效煤幫簡化為以頂煤和底板為邊界的類固支梁結構進行單獨的受力分析[7]，計算兩端彎矩數值，由于該結構彎矩的產生主要是水平應力作用的效果，垂直應力對彎矩影響較小，忽略垂直應力影響，現假定在巷幫內部某一深部處的水平均布載荷為q1，等效煤幫類固支梁結構如圖2所示。

圖2 等效煤幫類固支梁結構

根據力學公式可以計算得出該結構產生的彎矩為：

式中，q1為水平方向均布載荷，kN/m；a為巷道高度，m。

當深部大斷面托頂煤巷道發生離層時，煤巖梁為兩個單獨的梁結構，運用力學公式可求得單層梁結構內部最大拉應力為：

式中，σmax為梁結構內部最大拉應力，MPa；σx為梁結構水平構造應力，MPa；h為梁結構的厚度，m；b為梁結構的截面寬度，m；M為梁結構受到的最大彎矩，kN·m。

將式(1)分別帶入式(2)，當b=1時可得煤梁和巖梁內部最大拉應力：

當煤梁內部最大拉應力σ煤max小于煤梁極限抗拉強度[σ煤]，巖梁內部最大拉應力σ巖max小于巖梁極限抗拉強度[σ煤]時，深部大斷面托頂煤巷道頂板穩定性良好。

當深部大斷面托頂煤巷道煤巖組合頂板聯合下沉時可以將煤巖組合頂板視為疊合梁，該結構內部最大拉應力為：

式中，k為疊合梁慣性矩折減系數，取0.75。

根據材料力學疊合梁公式：

式中，M為疊合梁結構受到的最大彎矩，kN·m；q為疊合梁結構上部載荷，kN/m；l為疊合梁結構的跨距，m；I為疊合梁結構的慣性矩；b為疊合梁結構的截面寬度，取1m；h為疊合梁結構的厚度，m；ρ為疊合梁結構的曲率半徑，m；E為疊合梁結構的彈性模量，MPa。

現設深部大斷面托頂煤巷道頂板巖梁受垂直構造應力影響所產生的彎矩是M1，煤梁的彎矩是M3，煤梁由于幫部影響產生的彎矩是M4，所以煤梁受煤幫與垂直應力的疊加彎矩M2為：

M2=M3-M4

(9)

M為煤梁和巖梁在垂直構造應力作用下產生的彎矩之和即：

M=M1+M3

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聯立可得深部大斷面托頂煤巷道頂板巖梁和煤梁各自產生彎矩M1、M2為：

則深部大斷面托頂煤巷道頂板發生煤巖梁協同下沉時煤梁受到的最大拉應力為：

在深部大斷面托頂煤巷道頂板發生煤巖組合頂板聯合下沉時，由于組合頂板底部為煤體，所以煤梁的穩定性決定著整個巷道的穩定性，此時若要維持巷道穩定需保持煤梁最大拉應力σ煤max小于煤梁極限抗拉強度[σ煤]。

經力學分析發現頂板煤梁的強度直接影響著頂板煤巖梁的穩定性，頂板穩定性與巷道頂煤厚度、巷道跨距、煤層彈性模量等可改變的因素相關。適當增加頂煤厚度、運用梯次支護增強頂板錨固區彈性模量、運用減跨支護減小巷道跨距等方面增強托頂煤巷道頂板強度，維持巷道圍巖穩定。

2 大斷面托頂煤巷道變形破壞特征的數值模擬研究

2.1 模型建立

義馬常村礦地表形態較平坦，總體為西高東低，地面標高+497～+549m，21170下巷標高-210.709m，巷道埋深約700m；21170工作面煤厚平均11m，煤層傾角一般11°；煤層結構破碎，直接頂為細砂巖、泥巖，砂巖含水，疏松易垮落，直接底為炭質泥巖灰黑色、塊狀，含碳質成分高，遇水易膨脹，結合義馬常村煤礦實地調研地質資料及相關巖石力學試驗結果與相關文獻，確定21170下巷圍巖屬性見表1。

表1 21170下巷圍巖屬性表

本次數值模擬模型為6層巖層(礫巖、細砂巖、炭質泥巖、煤、細砂巖、泥巖)和2層輔助巖層組成，結合實際地質條件模型傾角為11°，巖層為六面塊體網格，煤層及輔助巖層為不規則網格單元組成。巷道尺寸為寬×高=5.8m×3.5m，模型尺寸為長×寬×高=50m×50m×97m，在確保計算精度的前提下對部分巖層網格放大以提高計算速度，模型劃分網格單元28743個，模型節點數31626個。

2.2 大斷面托頂煤巷道變形破壞特征

2.2.1 圍巖應力分布情況分析

圍巖應力分布情況如圖3所示，由圖3(a)可知，在水平應力作用下巷道四角均出現應力集中的情況且頂板兩側頂角應力明顯大于底腳，這反映了托頂煤巷道頂板與兩幫的整體性特征。在水平應力作用下巷道頂板受力略大于底板且頂板上方1.5～3m范圍內出現應力集中，該處應力集中充分表明大斷面巷道的大跨距在帶來充足運輸空間的同時給控制頂板下沉及托頂煤巷道頂板離層的控制帶來巨大挑戰。圖3(b)中的應力分布大致呈左右對稱，由于托頂煤的原因，頂板應力集中程度及集中范圍略大于底板，對頂板的控制應提出針對性的方案。由圖3(c)可知，應力集中區呈弧形對稱分布在巷道兩側，應力集中區從巷道兩幫中部向下擴散至巷道底腳處消失，向上擴散至巷道頂板中部上方1～1.5m處，這種現象表明巷道底板并未受該應力集中現象的影響，底板受力較小。由圖3(d)可知，巷道頂底板及巷道兩幫均處于應力降低區，應力值大致相同。在巷道底板深部右側和左下側位置分別有應力集中區，兩側未呈對稱分布與巖層傾角有一定的關系。

圖3 圍巖應力分布

2.2.2 巷道圍巖位移情況分析

通過對數值計算結果所得的水平位移和垂直位移的分析得到大斷面托頂煤巷道圍巖變形特點，參考巷道圍巖位移特點，能夠提出更具針對性的高效支護方案。

圍巖位移情況如圖4所示。由圖4(a)可知，看出左右兩幫位移量及影響范圍都較大，兩側位移未呈對稱分布與巖層傾角有一定關系，兩幫水平位移量大致相等，左幫上部水平位移大于下部水平位移，右幫上部有范圍較大的水平位移區域而下部沒有發生水平位移，綜合來看兩幫上部水平位移均大于下部水平位移，這種現象是由于托頂煤巷道頂幫合一而產生了連鎖位移所導致的。由圖4(b)可知，巷道頂板垂直位移量大于底板垂直位移量，造成這種現象的原因是大斷面托頂煤巷道大跨距造成頂板應力集中使頂板更易離層或下沉。巷道兩幫中上部垂直位移大于中下部垂直位移，兩處的垂直位移比較小。

圖4 圍巖位移

2.2.3 大斷面托頂煤巷道變形破壞特征

結合圍巖松動圈測試結果與數值模擬結果分析，將大斷面托頂煤巷道的變形破壞特征總結如下：

1)由于托頂煤巷道頂幫合一的緣故，頂煤與幫煤之間的應力轉移與傳遞導致巷道頂角處圍巖強度降低，頂角兩側向內縮減程度大。

2)托頂煤巷道煤層頂板加之大斷面巷道的大跨距導致頂煤更容易發生離層，頂板下沉速度加快。

3)巷道幫部應力傳遞效果較差，外加深井高應力影響導致巷道幫部圍巖完整程度降低，幫部圍巖破碎。

4)巷道底板兩側深部有高水平應力集中區，控制底板初期變形，預防底板受高水平應力影響造成巷道底板嚴重破壞現象的發生。

在制定初步修復方案時，參考上述幾個變形破壞特征及義馬常村礦21170下巷實際工程地質條件，提出針對性措施有效控制21170下巷圍巖變形破壞。

3 大斷面托頂煤巷道主動修復關鍵性對策

3.1 巷道頂角內縮控制對策

巷道頂角出現小范圍高應力集中是由于托頂煤巷道特殊的頂幫性質“頂幫合一”所導制的，該處應力集中導致頂幫聯動變形，且變形速度加快。首先利用“四高”錨桿索支護技術增強巷道整體強度，控制巷道全斷面整體變形，其次利用桁架錨桿改變巷道頂角圍巖力學狀態，促使巷道頂角部位有效抵抗頂幫應力傳遞所導致的頂角急劇向內收縮現象。

3.2 頂部巖層聯合控制對策

大斷面托頂煤巷道由于為滿足生產運輸與行人需求而增加了巷道橫向跨距，導致頂板更易離層下沉。深井大跨度強力走向抬棚減跨支護技術配合梯次支護技術能有效解決頂板離層與頂板整體下沉問題。梯次支護增強頂板強度，整體深部懸吊頂板，大跨度走向抬棚減跨支護支撐頂板，以此帶到頂板聯合控制的效果。

3.2.1 大斷面托頂煤巷道頂板梯次支護

梯次支護原理如圖5所示，梯次支護[8，9]能使頂板巖層形成穩定承載層，其主要可分為三個梯度進行支護，首先運用短錨桿增強巷道頂板淺部巖層強度，使頂板淺部巖層形成一階承載殼；而后采用短錨索控制頂板中下部巖層，對淺部殼體進行二次強化支護，形成較為穩定的二階承載層；利用長錨索在頂板深部對已形成承載單元進行整體組合錨固最終形成結構穩定的高強度承載結構。

圖5 梯次支護原理

3.2.2 大斷面托頂煤巷道減跨支護

運用深井大跨度強力走向抬棚減跨支護[13]技術能減小大斷面巷道橫向跨度，減小頂板煤層下沉速度，煤層頂板離層的可能行也得到減小，同時高性能液壓抬棚的初撐力在一定程度上也能起到支撐頂板的作用。

使用梯次支護可以在頂板上方構造穩定承載結構，減跨支護能在減小跨距的同時起到支撐頂板的作用，兩種支護方式結合使用頂板強度顯著提高，能有效避免巷道頂板離層現象的發生。

3.3 巷幫深部高應力化解及底板大變形解圍對策

數值計算結果表明大斷面托頂煤巷道幫部出現較高應力集中區導致巷道幫部內移量增加，幫部變形嚴重。從圍巖松動圈現場測試結果中也可以看出巷道兩幫圍巖較為破碎，兩幫內部均出現塑性破壞區。該現象產生的原因主要是由于大斷面托頂煤巷道頂幫合一，幫部分擔大量頂板壓力導致兩幫深部出現高應力集中區，內部處現塑性破壞區。運用高預拉力讓壓錨索加強支護技術，施加一定的預拉力的錨索能在兩幫深部較穩定的圍巖中充分發揮有效錨固作用，錨索具有一定的延伸性能吸收圍巖變形所釋放的能量，讓壓裝置能有效提升錨索工作載荷，巷道幫部圍巖穩定性得到加強，以此來控制巷道兩幫移近量與變形量。

高預拉力讓壓錨索加強支護[14，15]技術主要利用錨索的深部錨固特點進行幫部支護，通過讓壓段的讓壓裝置提高錨索工作載荷，同時發揮錨索的延伸性，使其吸收圍巖變形時所產生的能量來進一步控制圍巖變形破壞。具體工作區段分布如圖6所示。

圖6 高預拉力讓壓錨索加強支護技術

3.4 大斷面托頂煤巷道主動修復技術

通過對數值模擬結果的分析，得到大斷面托頂煤巷道圍巖應力分布特點，結合大斷面托頂煤巷道現場測試結果分析得出大斷面巷道易損部位，針對易損部位提出相應對策，對其整理歸納最終得出大斷面托頂煤巷道主動修復技術。

大斷面托頂煤巷道主動修復技術[16，17]是“全斷面控型易損部位強化控制”技術，其主要是在“四高”錨桿索支護技術整體性控制圍巖全斷面變形的基礎上，運用桁架錨桿加固頂板煤體，緩解頂角應力。利用梯次支護在頂板上方構造穩定承載結構，液壓抬棚減跨支護技術與之配合減小大斷面巷道橫向跨距，同時起到支撐頂板的作用，避免頂板離層與控制頂板下沉速度。巷道幫部使用高預拉力讓壓錨索加強支護技術，提高錨索工作載荷，利用錨索延伸特性使其吸收圍巖變形能，增強幫部煤體強度，控制兩幫位移。大斷面托頂煤巷道主動修復技術結構如圖7所示。

圖7 大斷面托頂煤巷道主動修復技術結構

4 現場試驗及支護效果

4.1 試驗巷道支護參數

頂板支護：頂板用7根?22mm×2500mm左旋螺紋鋼高強錨桿加兩節3.1m長四孔M4鋼帶，錨桿間距900mm，排距800mm。沿巷道走向布置3根?18.9mm×5300mm讓壓短錨索，托盤尺寸為400mm×400mm×16mm，錨索間距1.5m，排距1.6m，即：兩排錨桿施工一組短錨索。沿巷道的走向方向布置?18.9mm×8000mm讓壓長錨索，托盤尺寸為400mm×400mm×16mm，兩根單體錨索間距2.5m，排距1.6m，即：兩排錨桿施工兩根長錨索。

幫部支護：巷道兩幫均采用5根?22mm×2500mm左旋螺紋鋼高強錨桿加3.5m長四孔M4鋼帶，錨桿間距850mm，排距800mm。施工10～20m后，在兩幫中上及靠近底板位置施工兩排幫部走向錨索梁，錨索為?18.9mm×5300mm，3.2m長槽鋼梁，孔間距1.6m，孔外端長度0.8m。

圖8 巷道整體支護參數(mm)

4.2 支護效果對比分析

根據礦壓觀測及現場實際效果分析認為：采用梯次支護理論設計的支護參數合理，根據現場施工及地質條件，頂板采用2.5m高強錨桿，通過高預緊力充分調動圍巖的自穩能力，同時配合5.3m及8.0m預拉力錨索形成梯次支護，鋼筋網護頂護幫強化支護，有效控制了頂板離層并抑制圍巖變形，對巷道圍巖變形起到了很好的控制作用，滿足厚層復合頂板長期穩定的要求，以此為基礎的頂板控制理論和方法是安全可靠的。

5 結 論

1)運數值模擬研究手段得出了深部大斷面托頂煤巷道頂角處圍巖易向內收縮；頂煤更容易發生離層，頂板下沉速度快；幫部圍巖破碎，兩幫內移量較大；巷道底板處于大變形危險區，等變形破壞特征，提出了巷道頂角內縮控制對策；頂部巖層聯合控制對策；巷幫深部高應力化解及底板大變形解圍對策。

2)提出了基于巷道頂角內縮控制對策、頂部巖層聯合控制對策、巷幫深部高應力化解及底板大變形解圍對策的深部大斷面托頂煤巷道主動修復技術——全斷面控型易損部位強化控制技術。

3)基于深部大斷面托頂煤巷道主動修復技術結合21170下巷工程地質條件運用數值模擬研究的手段通過對支護參數的模擬最終得出義馬常村礦21170下巷主動修復方案。

4)根據主動修復方案進行了現場試驗，通過現場礦壓觀測所得到的數據可知，巷道兩幫圍巖破碎程度明顯降低，巷道頂板完整性良好，巷道斷面內移趨勢顯著消失。工業試驗結果表明“全斷面控型易損部位強化控制技術”值得在深部大斷面托頂煤巷道中普適推廣。