鎮城底礦復合松軟巖層頂板巷道錨網聯合支護研究

劉 君

（山西焦煤集團公司，太原 030024）

1 工程概述

鎮城底礦位于西山煤田西北隅，地質較復雜，斷層、褶曲、陷落柱發育，主采2.3號和8號煤層，頂板存在煤線互層，多為炭質泥巖，較松軟、易垮落、不穩定；過去多用架棚支護，支護效果差，巷道變形量大，支護費用高，安全生產壓力很大。特別是2.3號煤層為復合松軟巖層頂板，回采巷道采用錨網噴聯合支護（以淘汰過去的架棚支護）。

2 建立力學模型

1）力學參數：根據某綜采工作面實際，2.3號煤頂板為12 m的細砂巖或砂質泥巖，含0.45 m和0.3 m的兩層煤線，分別位于回采巷道頂板0.6 m和2.1 m處；2.3號煤層厚2.7 m；底板為厚度6.3 m的砂質泥巖。巷道位于煤層中，巷寬4.0 m，高2.7 m。據實驗室測定，砂質泥巖試樣單向抗壓強度49.4～53.0 MPa，平均52.20 MPa；抗拉強度2.760～3.360 MPa，平均3.23 MPa；彈性模量17 000～17 300 MPa。煤層巖樣單向抗壓強度4.4～5.1 MPa，平均 4.960 MPa；抗拉強度 0.290～0.340 MPa，平均0.30 MPa；彈性模量5 200～5 300 MPa。鎮城底礦選用的錨桿：L=2.0 m，=20 mm，錨固長度：頂板0.9 m，巷幫0.3 m。錨索：L=5.5 m，錨固長度:1.5 m。錨固劑:彈性模量20 000 MPa，錨桿、錨索的彈性模量按伸長率折算4 000 MPa。

2）模型參數：考慮到計算機容量和計算量龐大，需建立兩個力學模型，模擬兩種不同狀態，見圖1。圖中1-aⅠ模型：巷道在實體煤中開掘，位于尚未擾動過的煤層內，稱為煤-煤類型。1-bⅡ模型：巷道一側為實體煤，一側為煤柱（煤柱寬3 m），煤柱以外為已穩定采空區，稱為煤-煤柱類型。

圖1 模型示意圖

3）邊界條件：按照開采實際有兩種開采深度：250 m（目前采深）和400 m（礦井預計最大采深）。圍巖載荷 σv=γH，取 γ=0.025 N/cm3。

①Ⅰ模型（煤-煤類型）巷道在煤層內掘進時，圍巖載荷經歷兩個階段：一階段為初始階段，圍巖載荷為周圍巖體的原巖應力：250 m開采深度，σv=0.025×250=6.25 MPa；400 m 開采深度，σv=0.025×400=10.00 MPa。二階段為采動影響階段，圍巖載荷主要為受本工作面礦山壓力作用，其圍巖載荷計算：250 m開采深度，K=0.000 3×250+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.64，σv=1.64×0.025×250=10.25 MPa；400 m 開采深度，K=0.000 3×400+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.69，σv=1.69×0.025×400=16.90 MPa。

②Ⅱ模型（煤-煤柱類型）巷道一側為實體煤，一側為煤柱，巷道沿采空區掘進，圍巖載荷經歷兩個階段：一階段為初始階段，巷道處于上區段采空區的支承壓力帶中，圍巖載荷為受采空區礦山壓力作用：250 m開采深度，σv=10.25 MPa；400 m 開采深度，σv=16.90 MPa。二階段為本工作面回采采動影響階段，主要受本工作面礦山壓力作用：250 m開采深度，σv=10.25+（10.65-6.25）=14.25 MPa；400 m 開采深度，σv=16.90+（16.90-10.00）=23.80 MPa。

3 巷道受力后頂板變形及斷裂垮落情況

礦井巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，圍巖塑性區域和破斷區域的變形會出現增長，研究對巷道圍巖的控制，應使巷道受力后的頂板變形和斷裂垮落控制在可控范圍內。

1）對于Ⅰ模型（煤-煤類型）：250 m開采深度，一階段模擬圍巖受力6.25 MPa，二階段模擬圍巖受力10.25 MPa；400 m開采深度，一階段模擬圍巖受力10.00 MPa，二階段模擬圍巖受力16.90 MPa。

2）對于Ⅱ模型（煤-煤柱類型）：250 m開采深度，一階段模擬圍巖受力10.25 MPa，二階段模擬圍巖受力14.25 MPa；400 m開采深度，一階段模擬圍巖受力16.90 MPa，第二時期模擬圍巖受力23.80 MPa。

3）兩種模型目前采深250m時，頂板下沉量與時間變化的關系，見圖2。目前采深和礦井最大開采深度頂板變形及斷裂垮落的測量數據，如表1所示。

圖2 兩種模型目前采深250 m開采深度時頂板下沉量與時間變化的關系圖

4）通過數據分析，得出如下結論：①Ⅰ模型實體煤中的礦井巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，圍巖變形存在兩個快速期和一個慢速期。第一次快速期是在巷道開口時，煤層破壞，圍巖應力重新分布，圍巖變形塑性區快速形成，此時變形每日幾十毫米，其后塑性變形趨于穩定，進入慢速變形期，但圍巖由于受變形影響，破壞仍在繼續，但變形的速度降低1～2個數量級。在工作面前方50 m左右，巷道圍巖變形進入第二次快速變形期，越接近工作面，巷道壓力越大，約為第一期的2倍左右。②Ⅱ模型巷道一側為實體煤，一側為3 m寬煤柱，巷道沿采空區掘進的巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，巷道圍巖變形同樣存在3個時期，但是由于煤柱對巷道起到分擔壓力的作用，此時巷道圍巖變形的速度和變形的程度都較Ⅰ模型在實體煤中的大。③通過分析，以上兩種情況下的回采巷道，都要經受礦山壓力作用兩個階段。對于Ⅰ模型實體煤中的巷道，巷道開口的初始期和臨近工作面的第二次快速變形期內的頂底板移近量分別占總移近量的54%～60%和40%～46%，兩個階段內的巷幫移近量各占總移近量的50%。對于Ⅱ模型巷道一側為實體煤，一側為3 m寬煤柱，巷道沿采空區掘進的巷道，巷道開口的初始期和臨近工作面的第二次快速變形期內的頂底板移近量分別占總移近量的70%～73%和27%～30%。兩個階段內的巷幫移近量分別占總移近量的65%和35%。

表1 目前采深和礦井最大開采深度頂板變形及斷裂垮落的測量數據

4 不同支護條件下的支護效果

1）試驗巷道，實測不同支護時的頂板下沉量分別為：頂板布置3根錨桿時控制頂板下沉量減少28%，布置5根錨桿時控制頂板下沉量減少36%，布置2根錨索時控制頂板下沉量減少9%。煤柱側布置2根幫錨桿時控制兩幫移近量減少55%，布置3根幫錨桿時控制兩幫移近量減少73%；實體煤側布置2根幫錨桿時控制兩幫移近量減少49%，布置3根幫錨桿時控制兩幫移近量減少74%。

2）試驗巷道，實測不同支護下的圍巖破壞變形范圍分別為：頂板布置5根錨桿時控制頂板破斷深度減少12%，布置1根錨索時控制頂板破斷深度減少56%。實體煤側巷幫布置3根幫錨桿時控制巷幫破斷深度減少27%。

5 試驗結果及結論

1）試驗結果：對于實體煤中巷道采用錨桿+W鋼帶，錨索補強形式；一側為實體煤，一側為采空區巷道的250 m開采深度的支護采用錨桿+W鋼帶，錨索補強；400 m開采深度的支護采用錨桿+W鋼帶+金屬網，錨索補強。試驗巷道實測時，采用錨-網-錨索+噴漿聯合支護，鎮城底礦2.3號煤層復合松軟巖層頂板巷道變形得到有效控制，其頂板下沉量在76 mm以內，巷幫移近量在210 mm以內，主要由于兩幫煤體松軟，兩幫變形較大，頂板下沉量較小，巷道支護整體在保證安全和使用的范圍內。經測定，頂板錨桿受力平均32.0 kN，幫錨桿受力平均27.0 kN，錨索預緊后受力平均58.0 kN，均處于規范規定的25%～50%范圍內，說明錨桿、錨索工作情況很好，滿足使用要求和技術規定。試驗巷道礦壓監測也得到驗證，錨桿-錨索聯合支護有效控制鎮城底礦2.3號煤層復合松軟巖層頂板的強烈變形，抑制了冒頂和片幫等現象。

2）經鎮城底礦的實例證明，對于復合松軟巖層頂板，開采深度加大或布置煤柱護巷的巷道，只要支護參數選擇合理，采用錨桿-錨索聯合支護和預應力錨索方法是可滿足巷道支護要求的。特別是目前錨網支護已經全面普及，但其原理和支護參數并沒有嚴格規范的計算和試驗依據。本文研究的數值模擬方法就是為解決這一問題提供途徑，為支護形式的選擇和支護參數的設計提供參考依據，提高設計可靠性，為聯合支護推廣應用奠定理論和實踐基礎。

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