復合頂板巷道支護技術研究與實踐

李建康

（山西焦煤西山煤電馬蘭礦，山西 太原 030205）

煤礦復合頂板巷道所處的應力環境十分復雜，巷道冒頂、片幫、底鼓，支護體破壞等現象嚴重，復合頂板巷道圍巖的支護技術一直備受眾多專家的關注[1-3]。馬蘭礦18509 工作面運輸巷頂板為復合頂板，巷道頂板易發生冒落，圍巖控制難度較大。采用數值模擬與現場試驗相結合的方法，探究深部復合頂板巷道圍巖的控制技術，為類似工程地質條件下巷道圍巖的支護提供借鑒。

1 工程概況

18509 工作面標高724.3～836.9 m，走向長度為1359 m，開采8 號煤層屬穩定可采厚煤層，煤層平均厚度4.35 m，含1～2 層不穩定夾矸，平均厚度為0.20 m，硬度系數f≤3。18509 工作面運輸巷設計長度980 m，凈寬5.1 m，凈高3.0 m。煤層的頂板是由碳質頁巖、砂質泥巖以及泥巖等組成，其間有煤線等軟弱夾層，屬于典型的復合頂板。

2 深部復合頂板巷道變形破壞特征

2.1 巷道頂板巖層變形破壞特征

18509 工作面運輸巷開挖后，巷道頂板多處頂板離層、錨桿索斷裂，頂板網兜處碎矸較多，巷道頂板維護困難。采用工字鋼梁進行加強支護后，工字鋼梁發生彎曲破壞，補強效果不明顯。采用礦用CXK28 型鉆孔成像儀對巷道頂板巖層進行現場觀測，鉆孔深度為10 m，鉆孔直徑為28 mm。頂板鉆孔窺視結果如圖1。

圖1 巷道頂板鉆孔窺視圖

由圖1 可知，巷道頂部在0～4.2 m 范圍內圍巖破碎，出現較為明顯的離層，4.2～6.5 m 范圍內圍巖破碎程度較小，離層程度減弱，6.5～10 m 范圍內圍巖完整性較0～6.5 m 范圍內圍巖較好，但仍有微小的頂板離層。巷道頂板的整體穩定性較差，隨工作面不斷向前推進，巷道極易發生冒頂、片幫等圍巖破壞現象，應加強巷道頂板的支護。

2.2 復合頂板控制對策

復合頂板巷道圍巖發生變形破壞，主要是復合頂板由不同巖層的材料組成，各巖層具有不同的撓度，在頂板的變形過程中極易產生離層。同時，不同巖層具有不同的強度，最先會在強度較小的軟弱層產生裂隙并逐漸發生分層、多次的破壞[4]。控制復合頂板穩定性，需要通過支護手段將復合頂板固定為一個整體，避免軟弱層發生破壞。

錨網索聯合支護的錨索具有懸吊作用，可以提高支護體和巷道圍巖的整體穩定性，解決了單一錨桿支護下支護強度不足的問題，對復合頂板巷道具有較好的適用性。

3 支護參數理論計算

3.1 錨桿參數

1）錨桿長度

式中：L為錨桿長度，m；L1為墊板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m，一般L1=0.1 m；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨入穩定巖層深度，取值1.2 m。

由普氏自然平衡拱理論可得頂板位置錨桿的有效長度為：

式中：B為巷道掘進最大寬度，取值5.1 m；f頂為普氏硬度系數，取值3.5；H為巷道凈高，取值3.0 m；ω幫為兩幫位置巖體的內摩擦角，取65°。

計算可得頂板位置錨桿的有效長度為L頂板≈0.9 m。

兩幫位置錨桿的有效長度為：

式中：f為普氏硬度系數，取值3；D為煤層的厚度，取值3.0 m；φ為煤的內摩擦角，取值26°。

計算可得兩幫位置錨桿的有效長度為L兩幫≈0.62 m。

所以頂板錨桿長度L≥L1+L2+L3=0.1+0.9+1.2=2.2 m，兩幫錨桿長度L≥L1+L2+L3=0.1+0.62+1.2=1.92 m。考慮到一定的安全系數，故頂板錨桿長度最終確定為2.2 m，兩幫錨桿長度最終確定為2.0 m。

2）錨桿直徑

式中：D為錨桿直徑，mm；Q為錨桿錨固力，取為190 kN；σt為錨桿抗拉強度，取為500 MPa。經計算可得D≈22 mm。

3）錨桿間距

式中：a為錨桿間、排距，m；Q為錨桿設計錨固力，幫錨桿≥90 kN；h為冒落高度，取值2.2 m；k為安全系數，取值1.8；r煤為巖體容重，取值28.5 kN/m3。經計算可得a＜0.94 m。

考慮到安全系數，頂板錨桿間排距確定采用900 mm×900 mm，兩幫錨桿間排距采用1000 mm×900 mm。

3.2 錨索參數

1）錨索長度

式中：L為錨索長度，m；L1為錨索外露長度，取0.3 m；Lb為不穩定巖層的高度，取5.0 m；Lm為錨固長度，取1.5 m。

計算可得L=6.8 m。

2）錨索間距

由懸吊理論和平衡理論，計算錨索的間距為：

式中：L為錨索間距，m；n為錨索的排數，取值1；F2為錨索的最大承載力，取值300 kN；L1為錨桿排距，取值0.9 m；B為巷道垮落的最大寬度，取值5.1 m；H為巷道冒落的高度，取值2.2 m；γ為巖體容重，取值28.5 kN/m3；F1為錨桿的錨固力，取值90 kN；θ為幫角錨桿與水平方向的夾角，取值60°。

計算可得L=2.05 m，結合煤礦井下工作面實際情況等因素，確定頂板錨索選用Ф21.8 mm×6800 mm 中空注漿錨索，間距2000 mm，排距1800 mm。

3.3 支護參數數值模擬驗證

運用FLAC3D數值軟件建立長×寬×高=50 m×50 m×40 m 的三維數值模型，計算過程中采用莫爾-庫倫屈服準則，模型的上表面邊界采用自由約束，四周和下表面邊界采用固定約束，煤層埋深為上覆巖層的重力。模型計算所得巷道豎向位移和應力分布云圖如圖2。

圖2 巷道圍巖豎向位移、應力分布云圖

由圖2 可知，頂板最大下沉量大約為28.6 mm，最大底鼓量約為8.4 mm，圍巖變形量相對較小，同時圍巖豎向應力值約為6.2 MPa，應力分布均勻，無應力集中現象，巷道圍巖的安全穩定性較高，說明采用優化支護方案后，可對18509 工作面運輸巷圍巖變形進行有效控制。

3.4 支護技術方案

巷道兩幫支護選用Ф22 mm×2000 mm 螺紋鋼錨桿，間排距為1000 mm×900 mm。配合使用BHW-280-4.5×4800 mm 的鋼帶。

巷道頂板每兩排錨桿中間設置兩根Ф21.8 mm×6800 mm 的中空注漿錨索，錨索間排距設計為2000 mm×1800 mm，注漿材料采用水泥-水玻璃雙液漿，水灰比0.8，水玻璃的濃度50 °Bé，水玻璃與水泥漿液的體積之比為0.5:1。

頂板、兩幫鋪設長×寬=2700 mm×1100 mm四邊形金屬網，金屬網搭接寬度設計為50 mm。巷道支護方案如圖3。

圖3 巷道支護方案圖（mm）

4 工業性試驗

在巷道掘進施工過程中采用“十字布點法”監測巷道頂底板及兩幫的圍巖變形情況，巷道變形曲線如圖4。采用兩點位移計以及多點位移計來進行巷道頂板離層量的測量，在運輸順槽中位移計每間隔50 m 布設1 個，每個離層儀布設2 個點，位移計的深度分別設計為2.5 m 、6.5 m。

圖4 巷道掘進期間圍巖變形曲線圖

由圖4 可知，在巷道掘進的前10 d，巷道頂底板及兩幫圍巖變形量不大，10～36 d 巷道底板及兩幫圍巖變形速率較大，在90 d 后，圍巖變形量趨于穩定。頂底板最大變形量分別為26 mm、72 mm，高、低幫最大變形量分別為56 mm、31 mm，運輸順槽整體斷面收縮率約為4.7%，圍巖支護效果良好。

由圖5 可知，頂板離層量與時間存在密切關系，離層量變化具有階梯性。在巷道開始掘進時，錨桿可以發揮其支護作用，直接頂產生較小的離層，隨后，隨掘進時間的發展，頂板淺部離層量開始增大，在20 d 以后，淺部離層量趨于穩定值4.8 mm；頂板深部離層量在巷道開始進行掘進時較小，之后離層量發生較大的跳躍，在60 d 以后，深部離層量趨于穩定值20.5 mm，巷道頂板整體較為穩定。

圖5 頂板離層變化曲線

5 結語

1）通過采用巷道圍巖錨桿索支護計算公式確定馬蘭礦18509 工作面運輸巷支護參數，數值模擬驗證了“錨桿索+鋼筋網”聯合支護技術參數的合理有效性。

2）采用“錨桿索+鋼筋網”聯合支護技術后，運輸順槽整體斷面的收縮率約為4.7%，且離層量較小，表明該聯合支護技術在深井復合頂板支護中的適用性。