泥質膠結砂巖切眼頂板支護結構穩定性分析

智國軍，謝 榮，劉 潤，任瑞平，鄭文翔，卜慶為，郭宇杰

（1.神華包頭能源有限責任公司 萬利一礦，內蒙古 鄂爾多斯017000；2.內蒙古科技大學 礦業與煤炭學院，內蒙古 包頭014010）

地下巷道受到煤巖層賦存條件影響而支護問題復雜且差異明顯，對煤礦切眼巷道支護安全穩定帶來不利影響。一直以來，井工煤礦對大跨度切眼巷道的支護穩定工程安全問題尤為關注，多位專家學者從力學理論、工程實踐等角度開展研究[1-6]。勾攀峰等[7]基于梁結構力學模型建立了回采巷道頂板錨固體穩定性力學方程，為巷道支護結構穩定判別提供了1種力學理論分析方法。針對復合層狀頂板條件巷道變形，謝建林等通過采取復合巖層簡支梁撓曲力學模型分析，得出了以層間離層、法向拉應力作為復合頂板離層穩定性的預警判據[8-10]。卜慶為等研究巷道層狀巖層頂板垮落機理及其影響特征，并建立了層狀巖層頂板冒落拱形態及其高度估算的計算方程[11-12]。郭健卿[13]和鄭文翔[14]運用疊加梁結構模型分析巷道頂底板的受力變形影響特征，并揭示影響復合頂底板受力變形的主要因素。隨著對巷道圍巖控制研究的不斷深入，大跨度巷道支護普遍以錨桿索主動支護為主，提出了錨網索復合支護、錨桿索協調支護、錨索中心對稱支護、頂板分區控制等支護設計方案[9-18]。如今巷道圍巖控制研究取得有益成果頗多，但由于地層條件復雜，如萬利一礦遇泥質膠結砂巖頂板條件，這類弱膠結、弱夾層的復合頂板條件對大跨度切眼巷道的支護穩定尤為不利，而切眼巷道的支護安全對煤礦正常安全生產影響嚴重。為此，結合現場分析揭示泥質膠結砂巖頂板的巷道受力破壞特征，通過對大跨度切眼巷道泥質膠結砂巖頂板穩定性力學分析，研究合理有效的支護對策和關鍵參數，改善現場實際支護工程。

1 泥質膠結砂巖頂板的巷道受力破壞特征

1）工程概況。萬利一礦綜采207工作面布置如圖1，該工作面主采31上煤層（埋深在110 m左右），平均煤厚3.5 m，煤層傾角0°～8°，含夾矸1～2層；207切眼巷道矩形斷面（7 600 mm×3 500 mm）沿底掘進，頂板為細、粉砂巖，泥質膠結且穩定性差，屬軟弱-半堅硬巖層，易發生頂板失穩，底板為粉砂巖、細砂巖且泥質膠結，切眼巷道頂底板巖層賦存條件見表1。

圖1 207切眼巷道平面布置Fig.1 Layout plan of 207 cutting roadway

表1 切眼巷道頂底板巖層賦存條件Table 1 Occurrence conditions of roof and floor strata of cutting roadway

2）切眼巷道破壞變形情況現場宏觀分析。207切眼巷道頂板為泥質膠結砂巖頂板，泥質膠結致砂巖頂板層間黏結力差，抗剪強度低，極易發生層間錯動離層；泥質膠結影響砂巖頂板圍巖的承載穩定性，現場切眼巷道的圍巖彎曲變形明顯；加之207切眼巷道的跨度大，泥質膠結砂巖頂板的主動支護作用的效果限制。

2 錨索作用下切眼巷道泥質膠結砂巖頂板穩定性

2.1 錨索懸吊作用下頂板穩定性力學建模

以錨桿錨固范圍內復合頂板梁結構為研究對象，以復合頂板簡支梁結構[13-14,19-21]構建泥質膠結砂巖頂板錨索懸吊結構穩定性分析力學模型，錨索懸吊作用下復合梁結構力學模型示意圖如圖2。

圖2 錨索懸吊作用下復合梁結構力學模型示意圖Fig.2 Mechanical model of composite beam structure under cable suspension

在垂直應力和水平應力的作用下，層狀頂板梁變形方程[13-14]為：

式中：wm為梁變形撓度，m；Mm（x）為層狀頂板梁

將邊界條件與式（4）～式（6）聯立，整理得：

式中：A0、B0為梁結構起始端節點系數。

2.2 工程實例計算

根據萬利一礦207工作面切眼巷道圍巖條件可知，切眼巷道為矩形斷面，跨度L=7.6 m，所處原巖垂直應力pv=3 MPa（埋深110 m），側向應力系數λ=1.2，復合梁介質彈模E=0.427 GPa，頂板錨固梁結構厚度D=2 m（頂板采取長度為2.4 m錨桿支護布置），錨索支護布置以巷道斷面中心線對稱等間距布置，出于安全富余考慮，取頂板錨索懸吊作用集中力Fc=400 kN（錨索拉拔力極限荷載510 kN的80%）。將以上參數代入式（4）和式（6）～式（7）分析頂板穩定性，錨桿長度和錨索布置密度對頂板錨固圍巖承載變形作用如圖3～圖4。

由圖3可知，錨桿錨固范圍越大可提高泥質膠結砂巖復合巖層共同承載能力，錨桿將泥質膠結砂巖頂板錨固于一體實現共同承載，對層間錯動起到抑制作用；由于切眼巷道跨度大，錨桿錨固范圍外仍可能產生深部離層，配合錨索懸吊支護尤為重要。

由圖4可知，1～2根錨索布置時頂板下沉嚴重，4～5根錨索布置時頂板下沉控制效果較好；錨索布置密度增加是支護反力增強以及頂板錨固體跨度減小，使得泥質膠結砂巖復合巖層頂板錨固體穩定性及其抵抗變形作用效果得以改善，但過多的錨索支護布置造成支護成本高且速度緩慢，分析認為取錨索布置4～6根較為適合。

3 207工作面切眼巷道支護技術

3.1 支護方案

通過力學理論分析指導207工作面切眼巷道泥質膠結砂巖頂板支護設計，提出“預應力鋼錨桿+鋼筋網+錨索+鋼帶”主動聯合支護方案，207切眼巷道支護布置斷面示意圖如圖5。

圖3 錨桿長度對頂板錨固圍巖承載變形作用Fig.3 Bearing deformation effect of bolt length on roof anchoring surrounding rock

圖4 錨索布置密度對頂板錨固圍巖承載變形作用Fig.4 Bearing deformation effect of cable arrangement density on roof anchoring surrounding rock

圖5 207切眼巷道支護布置斷面示意圖Fig.5 Schematic diagram of 207 cutting roadway support layout section

頂板錨桿采用φ18 mm×2 100 mm螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×1 000 mm；錨索采用φ17.8 mm×8 000 mm和φ17.8 mm×6 500 mm的鋼絞線（中部3根8.0 m錨索且間距1 400 mm，兩側6.5 m錨索且距幫部600～700 mm，排距2 000 m），并用W型鋼帶連接，頂板網采用鋼筋網；正幫（推進方向煤體內）錨桿采用規格為φ18 mm×2 100 mm玻璃鋼錨桿，間排距為900 mm×1 000 mm，最上排錨桿距頂400 mm，副幫錨桿采用φ16 mm×1 800 mm圓鋼錨桿，間排距1 000 mm×1 000 mm，最上排錨桿距頂板400 mm；正幫網采用阻燃塑料網，副幫網采用鋼筋網布置,，底板鋪240 mm厚混凝土。

3.2 錨固頂板支護穩定性力學求解

根據式（4）和式（7）得出錨索懸吊作用下層狀頂板梁力學模型的最大撓度wmax，并以錨索懸吊承載頂板垮落區域的巖體重力載荷，頂板彎曲變形量作為評價錨索懸吊結構承載穩定標準，得出頂板圍巖-支護共同承載的穩定性判別條件方程：

式中：n為錨索數目，當前錨索布置5根；ρ為頂板巖體密度，當前取2 600 kg/m3；g為重力加速度，m/s2，取10 m/s2；Hb為頂板垮落范圍的最大高度，現場調研獲悉207切眼頂板垮落高度在4 m左右；［w］為頂板彎曲變形量，mm，考慮錨索拉伸延展率取為10%錨索長度lms；L為跨度，當前取7.6 m；wmax為頂板彎曲最大變形量，mm。

結合式（4）和式（6）～式（7）計算，得：

通過207工作面切眼巷道泥質膠結砂巖頂板圍巖-支護共同承載的穩定性判別計算可知，207工作面切眼巷道錨索懸吊承載頂板垮落區域的巖體重力載荷穩定，頂板彎曲變形量在錨索懸吊結構承載穩定范圍內，所提出的支護設計方案滿足安全要求。

3.3 工程現場支護效果反饋分析

工程現場在位于207切眼巷道端部和中部頂板的錨索上布置安裝GMY400礦用本安型錨索測力計，同時進行巷道圍巖變形監測。當前207切眼巷道頂板測力計顯示錨索受力90～103 kN，且未超過錨索極限載荷；結合現場切眼巷道的變形監測顯示，頂板變形最大190 mm，巷幫變形最大60 mm，說明207切眼巷道的圍巖控制效果良好。

4結 語

1）泥質膠結致砂巖頂板層間黏結力差，抗剪強度低致其載能力差，極易發生層間錯動離層；又因為切眼巷道的跨度較大，導致頂板彎曲變形明顯。

2)以錨桿錨固范圍內復合頂板梁結構為研究對象，運用層狀梁力學模型推導得到復合頂板梁錨索懸吊穩定性力學分析方程以分析判別切眼巷道支護穩定性。

3）錨桿支護將泥質膠結砂巖頂板錨固，進而對層間錯動起到抑制作用；錨索布置提供可靠支護反力和減小頂板錨固體跨度，提高頂板錨固體穩定以改善變形效果。提出“預應力鋼錨桿+鋼筋網+錨索+鋼帶”的主動聯合支護對策，現場工程實踐表明切眼巷道頂板控制效果良好且滿足安全生產要求。