深部軟弱破碎復合頂板煤巷穩定控制技術研究

路志宏

（汾西礦業集團賀西煤礦，山西 柳林 033300）

如今，煤炭開采深度和強度都在不斷增大，使巷道圍巖松軟或破碎程度日益嚴重，支護結構破斷失效問題大量增加，導致深部煤巷支護和維護難度顯著提高。因受到地質條件等外部因素的影響，我國大部分礦區煤層都屬于層狀復合頂板，具有裂隙發育和層間黏結力不足的特點，在巷道開挖完成后極易產生離層破壞，尤其是軟弱破碎復合頂板，因其強度低、穩定性差，加之松軟巖層實際厚度較大，容易發生垮落，給支護設計與施工都提出了極高要求。因此，必須對深部軟弱破碎復合頂板煤巷支護引起足夠的重視，以此結合某工作面實際情況，對其此類煤巷的支護技術進行深入分析。

1 支護技術方案

1.1 方案1：錨網索聯合支護

錨桿為高強度螺紋鋼，其規格尺寸為Φ22 mm×2 800 mm，設置間距和排距相同，均為800 mm；錨索為低松弛預應力錨索，其規格尺寸為Φ22 mm×6 300 mm，設置間距和排距分別為1 200 mm、800 mm，在每排錨桿的中部進行間隔布置。對于同一排的錨桿，需使用鋼帶相連，具體為M5 鋼帶；而錨索之間主要利用礦用工字鋼相連[1]。

1.2 方案2：錨索與單體液壓支架強力支護

頂部錨索為低松弛預應力錨索，其規格尺寸為Φ22 mm×6 300 mm，設置間距和排距分別為1 200 mm、500 mm；幫部錨桿為高強螺紋鋼，其規格尺寸為Φ22 mm×2 800 mm，設置間距和排距分別為700 mm、500 mm，兩幫與頂板相距200 mm 的位置，其錨桿應向上傾斜30°。對于幫部錨桿，主要使用鋼帶相連，具體為M5 鋼帶；對于頂板錨索，主要使用礦用工字鋼相連。此外，在與兩側幫部相距300 mm 的位置分別按照500 mm 的排距設置單體液壓支柱[2]。

1.3 方案3：以梁-拱錨固結構為基礎的深部軟弱破碎復合頂板矩形斷面煤巷支護

錨桿為高強螺紋鋼，其規格尺寸為Φ22 mm×2 800 mm，設置間距與排距相同，均為700 mm；錨索為低松弛預應力錨索，其規格尺寸為Φ22 mm×6 300 mm，設置間距與排距分別為1 200 mm、700 mm，在各排錨桿中部進行間隔布置。對于同一排錨桿，主要使用鋼帶相連，具體為M5 鋼帶；而錨索主要利用礦用工字鋼相連。

1.4 方案4：以梁-拱錨固結構為基礎的深部軟弱破碎復合頂板矩形斷面煤巷優化支護

1）根據錨固結構整體幾何條件，對于頂板錨索，按不等長方式進行布置，其排距按照1 400 mm 控制，1#錨索長5 300 mm，按照720 mm 的間隔距離布置，在豎直方向上預留18°的夾角；2#錨索長4 500 mm，按照與1#間隔880 mm 的距離布置，在數值方向上預留36°的夾角[3]。

錨桿為高強螺紋鋼，其規格尺寸為Φ22 mm×2 800 mm，設置間距與排距相同，均為700 mm。在此基礎上采用樹脂藥卷實施增強錨固，使錨固長度達到1 000 mm 以上，確保錨固力達到120 kN 以上，同時使預應力達到80 kN 以上；托盤應為高強度托盤，其規格尺寸為150 mm×150 mm×12 mm。采用M5 鋼帶作為錨桿鋼筋托梁，采用12#槽鋼作為錨索托梁。鋼筋網的焊接使用Φ8 mm 螺紋鋼進行，其網孔規格尺寸為100 mm。

2）在兩排長度不同的錨索之間通過預應力錨索的設置為巷道頂板提供加強支護，預應力錨索的規格尺寸為Φ22 mm×6 300 mm，均勻布置在頂板處，共3 根，其設置間距與排距相同，均為1 400 mm；在此基礎上借助數值藥卷進行錨固，使錨固長度達到1 500 mm 以上，保證預應力達到150 kN 以上；另外設置規格尺寸為300 mm×300 mm×16 mm 的可調心式高強度托盤[4]。

2 數值模擬分析

2.1 數值建模

模擬區長度、寬度與高度相同，均為60 m。此次數值計算在以下邊界條件下進行：對模型底部產生的位移進行限制，以地應力實際檢測結果為依據施加水平和垂直方向應力，如表1 所示。煤層與頂底板巖石參數，如表2 所示。支護結構物理力學參數，如表3 所示。結合相關破壞準則，確定不同支護方案對應的圍巖變形規律及塑性區演化遵循的規律[5]。

表1 地應力實測結果

表2 煤層與頂底板巖石參數

表3 支護結構物理力學參數

2.2 模擬結果與分析

為了能直觀反映出不同方案具有的控制效果，確定支護方案是否合理有效，得出如表4 所示的不同支護方案條件下巷道圍巖塑性區深度與位移。

表4 不同支護方案條件下巷道圍巖塑性區深度與位移

從模擬結果可以看出，當沒有采用任何支護措施時，圍巖頂板產生了352.89 mm 的下沉，底板產生了266.49 mm 的底臌，兩幫向內側產生了307.22 mm 的擠壓；頂、底板與幫部塑性區實際深度分別為3.37、3.54、2.86 m。伴隨支護強度不斷增大，不論圍巖位移或塑性區實際損傷范圍均開始減小，在條件允許的情況建議選擇方案3；盡管采用方案4 可以對頂板離層和大變形進行有效控制，但所需成本相對較高，施工工序也較為復雜，可作為備選方案。采用方案3 后，圍巖頂板實際下沉量從352.89 mm 減小至105.45 mm，底板底臌量從266.49 mm 減小至130.55 mm，兩幫向內側產生的擠壓從307.22 mm 減小至84.97 mm，此外，頂、底板和幫部塑性區的深度分別減小至1.58、2.05、1.35 m，可見該支護方案的應用能實現對損傷擴展及大變形的有效控制[6]。

3 結語

以錨固梁與拱結構相結合的效應為基礎，提出一種針對深部軟弱破碎復合頂板矩形斷面煤巷的新型支護技術方案，在此基礎上對不同支護技術方案進行數值模擬，明確圍巖位移和塑性區損傷擴展遵循的演化規律，最終得出不同方案的實際控制效果。根據監測結果可得，采用以錨固梁與拱結構相結合的支護方案，除了能對煤巷離層和大變形予以有效控制，還能起到使圍巖及其支護結構始終保持穩定和安全的作用。