復合頂板動壓巷道變形破壞機理與錨桿支護技術

閆俊紅

(霍州煤電集團河津薛虎溝煤業有限責任公司，山西 河津 043302)

0 引言

隨著煤炭資源長期以來的高強度開采，煤層賦存條件簡單、埋深淺且易于開采的煤炭資源逐漸減少。在遇到煤層賦存條件差的大傾角煤層，安全開采成為煤礦關注的重點。針對煤層傾角大于35°的煤層而言，巷道開挖后，頂板巖層在自重應力及上覆巖層載荷共同作用下，不僅受垂直向下的分力影響，還受沿煤層傾角的分力作用，巷道頂板受力復雜，破壞形式具有一定的獨特性[1-4]。此外，煤層傾角對一些復合型頂板巷道影響更為劇烈，由于煤層傾角的存在，導致復合頂板出現巖層間的滑移、錯動[5-7]，巷道頂板極易出現離層冒頂現象，造成漏垮型冒頂事故，嚴重影響煤炭安全生產。

針對上述現象，以薛虎溝煤礦2-105運輸順槽為研究對象，分析了大傾角復合頂板的變形破壞特征，探究大傾角復合頂板的破壞機理，同時根據理論計算的方法，確定合理的巷道支護參數，并進行現場工業性試驗。

1 礦井概況

薛虎溝煤礦隸屬于霍州煤電集團河津薛虎溝煤業有限責任公司，該礦井田面積4.06 km2，礦井年設計生產能力為90萬t/a。本礦井地質構造簡單，在井田范圍內未發現斷層、陷落柱等復雜構造，礦井開拓方式為平硐加斜井式，井下工作面布置方式為條帶式。礦井主采煤層共2層，分別為2號和10號煤層。礦井的地質構造復雜，全區以斷裂構造為主，部分區域陷落柱較發育。2-105綜采工作面水平標高-580 m，位于礦井二盤區，2-105綜采工作面南鄰采區下山煤柱，北鄰工業廣場保護煤柱，東接2-108工作面。2-105綜采工作面所采煤層為8號煤層，煤層平均厚度約為1.58 m，煤層傾角15°～43°，平均傾角為35°。

2 大傾角復合頂板巷道特征及機理分析

2.1 大傾角復合頂板巷道破壞特征

薛虎溝煤礦2-105運輸順槽斷面為直角梯形，巷道開挖后，復合頂板在上覆巖層載荷作用下發生離層彎曲冒落，進而使巷道兩幫及底板向巷道空間內擠壓凸出變形。2-105運輸順槽圍巖變形示意圖如圖1所示，巷道變形破壞呈現非對稱性特征、頂板變形量大于巷幫及底板、巷道底鼓具有區域性變化規律3個特點。

巷道變形呈現非對稱性特征：由于開挖巷道存在一定的傾角，且頂板具有復合特性，使復合頂板在受沿煤層傾角的分力作用下發生離層現象，導致巷道頂板整體穩定性下降，出現頂板冒落特征[8-10]。其中靠近巷道上肩角位置處冒落區域較大。此外，巷道兩幫及底板受頂板擾動影響發生形變，兩幫形變量最大處位于中下部，靠近下幫處底板底鼓量明顯。

頂板變形量大于巷幫及底板：根據對2-105運輸順槽成巷圍巖位移監測數據顯示，遠離回采工作面150 m之外，巷道頂板冒頂區域最大冒頂高度為2 150 mm，而巷道兩幫及底板最大形變量分別為960 mm、1 640 mm。

巷道底鼓具有區域性變化規律：受工作面采動影響，巷道底鼓劇烈，在超前工作面150 m處巷道底鼓量急劇增加，最大底鼓量可達到近2 420 mm，嚴重影響巷道正常使用。

2.2 大傾角復合頂板巷道破壞機理分析

頂板離層形成冒落“三角拱”原因：大傾角復合頂板巷道與巖層間的特殊位置關系導致頂板巖層與水平方向存在很大的夾角，故而導致巷道頂板不僅受垂直向下的分力影響，還受沿煤層傾角的分力作用，巷道頂板受力復雜[11-13]。此外，復合頂板巖層厚度較小，巖層間存在弱結構面，不僅導致復合頂板巖層間粘結力較弱，而且裂隙較為發育。當巷道開挖后，頂板大面積裸露，復合頂板巖層受到繞動，巖層間裂隙再度發育，出現離層現象，巷道復合頂板離層示意圖如圖2所示，易形成冒落“三角拱”。

圖2 巷道復合頂板離層示意圖

兩幫應力集中及底鼓原因：隨著頂板進一步破壞，巷道圍巖應力逐漸向巷道兩幫轉移，由于巷道傾角的存在，導致兩幫應力集中呈現非對稱性特征。故而巷道兩幫圍巖變形破壞呈現非對稱性特征，其中靠近肩角處兩幫變形最為嚴重。巷道頂板及兩幫的變形破壞，致使巷道斷面圍巖整體性降低，底板隨之發生底鼓現象。

3 大傾角復合頂板巷道控制技術

3.1 巷道支護參數設計

根據薛虎溝煤礦2-105運輸順槽工況，采用錨桿、錨索進行巷道支護，支護參數(桿體直徑、間排距及長度)對于巷道穩定性具有很大影響，故采用理論計算方法進行參數計算。

錨桿長度計算：①巷道頂板錨桿長度為La，其理論長度如式(1)所示

La=L1+L2+L3

(1)

式中：L1—錨桿外露端長度，取0.1 m；L2—錨桿有效作用長度，其值取1.8 m；L3—錨入穩定巖層的錨桿長度，取0.4 m。頂板錨桿理論計算結果2.3 m，考慮到錨桿選型方便，最終確定La=2.4 m。

②巷道幫部錨桿長度為Lb，其理論長度如式(2)所示

Lb=L1′+L2′+L3′

(2)

式中：L1′—巷幫兩側承載區寬度，取1.8 m；L2′—錨桿外露端長度，取0.1 m；L3′—錨入穩定巖層的錨桿長度，取0.5 m。經過計算確定，頂板錨桿與幫部錨桿長度相同，即La=Lb=2.4 m。

錨桿間排距計算：①錨桿間距為D1，其理論長度如式(3)所示

(3)

式中：K—錨固方式系數，取1.1；I—錨固區圍巖完整性系數，根據圍巖破壞程度取0.8；f—圍巖普氏系數，取2。錨桿間距理論計算結果約為0.84 m，考慮到現場施工，最終確定D1=0.8 m。

②錨桿排距為D2，其理論長度如式(4)所示

(4)

經過計算確定，錨桿排距約為D2=0.9 m。

錨桿直徑計算：錨桿直徑為D，其理論直徑如式(5)所示

(5)

式中：Q—錨桿錨固力，取80 kN；σt—錨桿抗拉強度，經驗取值250 MPa。經過計算確定，錨桿直徑約為D=20 mm。

錨索長度計算：錨索長度為Lc，其理論直徑如式(6)所示

Lc=La′+Lb′+Lc′+Ld′

(6)

式中：La′—錨索深入穩定層的錨固長度，取1.9 m；Lb′—懸吊不穩定巖層厚度，取3 m；Lc′—上托盤及錨具厚度，取0.2 m；Ld′—需要外露的張拉長度，取0.35 m。錨索長度理論計算結果約為5.45 m，考慮到現場巷道復合頂板易離層冒落，最終確定Lc=6.3 m。此外根據2-105運輸順槽地質工況，確定錨索間排距為1 500 mm×900 mm。

3.2 支護材料選型與設計

根據確定的巷道支護參數，進行支護材料選型及支護設計。

錨桿：錨桿選取型號為GM20/2400-490的高強錨桿。頂板錨桿間排距為900 mm×900 mm，兩幫錨桿間排距為800 mm×900 mm。托盤型號為TPM150×150/10，巖層及煤層的錨桿錨固力分別為80 kN和60 kN。

錨索：錨索選取型號為YMS17.8/6.3-1860的高強錨索。間排距為1 500 mm×900 mm。托盤型號為TPM200×200/10，預緊力80～100 kN，錨固力不小于200 kN。

金屬網：頂板選取2 500 mm×1 000 mm(長×寬)鋼筋網，幫部選取1 900 mm×1 000 mm(長×寬)鋼筋網。

支護設計：由巷道變形破壞特征可知，大傾角復合頂板巷道上隅角、下幫及上幫靠近頂板部位易破壞，故應加強支護，2-105運輸順槽巷道支護設計圖如圖3所示。

圖3 2-105運輸順槽巷道支護設計圖

3.3 應用試驗

圍巖位移監測：薛虎溝煤礦對2-105運輸順槽300 m的試驗段進行支護，同時對巷道頂底板及兩幫進行了為期200 d的位移監測，運輸順槽試驗段圍巖位移監測數據如圖4所示。

圖4 2-105運輸順槽試驗段圍巖位移監測數據

試驗分析：由圖4可知，在觀測期內2-105運輸順槽底板變形量最大，上幫次之，頂板最小。在前50 d之內，巷道頂板、上幫圍巖變形較為劇烈，說明巷道圍巖應力主要作用于該部位；100～175 d之內，巷道底板和下幫圍巖變形速度急劇增加，說明巷道圍巖應力發生轉移，印證了大傾角巷道圍巖受力不均勻特性，圍巖呈現非對稱性破壞特征。

4 結論

(1)大傾角復合頂板的變形破壞主要是未采取科學合理的巷道支護方式，使巷道頂板初期離層量與頂板下沉量大，巷道失穩；隨著頂板巖層的節理裂隙發育，巷道頂板會離層、下沉，并縱深擴展，導致巷道頂板的變形。

(2)復合頂板巷道圍巖變形呈現非對稱性特征，復合頂板在受沿煤層傾角的分力作用下易發生離層現象，導致巷道頂板整體穩定性下降，進而引起巷道兩幫及底板向巷道空間內擠壓變形。針對大傾角復合頂板巷道圍巖變形特征，依據理論計算方法進行支護參數設計并進行了材料選型，同時進行了工業性試驗，試驗結果顯示巷道圍巖得到有效控制。

(3)對礦井地質條件復雜的巷道頂板支護，應充分借助錨桿、錨索聯合支護效果提高主動支護效應，采用專業的風動扭矩放大器來提高錨桿的支護預緊力；同時增加錨索的密度，提高錨索的張拉力。

(4)薛虎溝煤礦在2-105運輸順槽的巷道支護過程中通過采用錨桿、錨索聯合支護方案，使巷道頂板失穩的問題得到有效解決，大幅增強了巷道的穩定性，有效可降低巷道的維修成本，體現出顯著的社會與經濟效益。