石灰巖堅硬頂板弱化與巷道支護研究

陳廣帥，李中偉，張小康

(1.霍州煤電集團有限責任公司技術研究院，山西 霍州 031400；2.天地科技股份有限公司，北京 100000)

0 引言

店坪煤礦直接頂為L1石灰巖(以下簡稱石灰巖)堅硬頂板的巷道存在掘進速度緩慢、支護成本高，嚴重影響采掘銜接等問題。提出降低頂板支護密度的初始設計。以期通過巷道錨桿支護改革實現在保證巷道支護安全的前提下，達到提高巷道掘進速度、降低巷道支護成本的目的[1-3]。石灰巖堅硬頂板煤層開采后可在采空區形成大面積懸頂，造成很大的安全隱患[4-6]。為有效控制采空區堅硬難垮落頂板，必須改變頂板的物理力學性質，減小懸露面積，防止大面積頂板來壓，目前主要形成了頂板注水和爆破弱化技術[7-9]，其中爆破手段可以增大裂隙范圍，破壞巖體的整體性，從而使頂板容易垮落。在煤巖控制爆破研究基礎上，將聚能斷裂理論引入巖石爆破，通過定向切割實現頂板垮落，為堅硬頂板弱化提供技術途徑。

1 地質力學測試

在9-201工作面附近進行詳細的地質力學測試，目的是掌握試驗工作面圍巖基礎參數。地質力學測試包括頂板巖層結構窺視、巷道圍巖強度測試和地應力測量[10-13]。進行兩個測點的測試工作，第1個測點位于9-201工作面旁邊830回風巷內；第2個測點位于9-2012巷內，距離巷道開口80 m。

1.1 圍巖結構觀察及分析

通過窺視結果可以得到：第1個測點在830回風巷內，830回風巷沿10號煤掘進，頂板0～7.8 m為10號煤與9號煤間巖層。7.8～10.3 m為9號煤，黑色，發亮。10.3～21.4 m為L1灰巖，灰-灰白色，裂隙發育，其中在11 m、11.2 m、11.3 m、11.6 m、12.4 m、15.3 m、17.3 m、17.4 m、17.7 m、19.8 m、20.9 m和21.2 m處為橫向裂隙，15.4～17.3 m段較完整，17.7～18.8 m段裂隙發育，19.8～20.8 m段較完整。

第2測站9-2012巷內，巷道已掘進80 m，在距迎頭15 m處施工頂板鉆孔，查看頂板巖層情況，查看結果為1～4 m為L1灰巖，4～5.5 m為泥巖夾層，5.5～8 m為灰巖，除0～1 m外其余灰巖段每米鉆孔時間均在10 min以上。灰巖頂板平整，局部有裂隙水滴落。

1.2 圍巖強度測試及分析

采用WQCZ-56型圍巖強度測試裝置，在窺視鉆孔內對巷道頂板10 m范圍煤巖層強度進行測試。測試數據經過統計、分析和換算后，得到測站頂板煤巖體強度分布特征，對照兩個測點頂板10 m以下強度測試結果，得到以下基本結論：9號煤層強度平均值為13.72 MPa，強度相對較高；灰巖強度平均值為88.39 MPa，頂板堅硬，錨桿鉆機施工難度較大。

1.3 地應力測量及分析

通過對店坪煤礦進行地應力測量，并對測試結果進行計算，結合相關地質資料綜合分析可以得到：9-201工作面附近最大水平主應力9.81 MPa，垂直主應力6.89 MPa，巷道頂板有強度較大的灰巖，幫部煤體強度較大，因此地應力量值對巷道支護的影響不突出，從地應力與圍巖強度關系分析9-201工作面兩巷整體支護難度不大；9-2012巷東西布置，最大水平主應力與巷道軸向夾角67.2°，與最優布置方58.6位相差8.6°，巷道變形受到最大水平主應力方向的影響較小。

2 回采巷道支護設計及頂板弱化措施

2.1 回采巷道支護設計

根據店坪煤礦詳細地質資料、地質力學測試成果、店坪煤礦9-201工作面附近采面掘進、回采期間巷道變形狀況、數值計算分析結果、現有科技成果和工程實踐經驗。提出9-201工作面兩巷支護設計，如圖1所示。遇到斷層、破碎帶、頂板淋水嚴重等特殊地質條件，及時減小錨桿、錨索間排距，并補打錨索補強加固。遇到地質條件發生較大變化，或者揭露大型地質構造，及時匯報煤礦生產技術部門，針對性調整支護設計方案。

圖1 9-201工作面兩巷支護斷面圖

與礦上傳統支護的方法相比，頂板錨桿排距由1 m增加至2 m，由每排5根錨桿變為每排4根錨桿；幫錨桿排距不變，仍為1 m，間距變大，由每排3根變為每排2根。錨索由二二布置變為一一布置，排距由2.2 m變為4 m。

礦上原所有巷道均采用平鋼板作為錨桿錨索托板，由于平鋼板強度低、錨桿錨索受力條件差等原因，引進新型錨桿錨索托板，錨索托板采用300 mm×300 mm×12 mm高強度的拱形托板，高度不低于58 mm，配套調心球墊及鎖具。錨桿托盤采用規格為150 mm×150 mm×6 mm的拱型方托盤，托板高度不低于36 mm，配套調心球墊和減摩墊圈。其他支護材料規格與原來一樣。

引進高預應力錨桿錨索支護技術，要求頂錨桿預緊力矩250 N·m，錨索初始張拉力為200 kN，幫錨桿預緊力矩150 N·m。新舊支護設計每100 m材料消耗對比，見表1。

表1 新舊支護設計每100 m支護材料消耗對比

從表1可以看出采用新支護方案后一方面可以節約大量支護材料；另一方面，由于直接頂石灰巖較為堅硬，錨桿鉆機鉆進困難，錨桿及錨索數量的減少可以大幅度提高巷道掘進支護施工進度，大大降低工人勞動強度。

2.2 回采期間頂板弱化措施

由于頂板石灰巖的存在，回采期間造成頂板大面積懸頂，給正常回采帶來很大的安全隱患，根據附近已采工作面經驗，若頂板不采取有效的放頂措施，初次來壓步距在80 m左右，周期來壓步距為60 m左右，造成支架壓力大，來壓期間兩巷超前段變形明顯，給超前段支護帶來一定困難。

結合礦上生產經驗以及實際生產條件，選擇頂板預裂爆破的方法對頂板進行弱化，減小采空區頂板懸頂面積。根據9-2012巷內第2測站的地質力學測試結果可知，頂板1～4 m為石灰巖，4～5.5 m為泥巖夾層，5.5～8 m為灰巖。結合國內外工程經驗最終確定爆破孔深度為4 m，炮孔間距2 m，每隔40 m，進行一次預裂爆破。選擇爆破間距40 m，一方面可保證回采進度，另一方面可保證安全回采。

2.3 巷道圍巖穩定性分析

利用FLAC3D數值模擬軟件，分析9-201工作面采用新支護后回采過程中巷道圍巖穩定情況。根據工作面地質資料建立的數值模型，模型沿工作面走向長100 m，沿工作面傾向長220 m，高50 m。分別模擬工作面推進20 m、40 m和60 m時，工作面兩巷超前段圍巖穩定情況。

工作面推進20 m、30 m和40 m時，9-2012巷道距離回采工作面10 m出巷道圍巖垂直應力分布情況，如圖2所示。

圖2 回采過程中巷道圍巖應力分布情況

由圖2可知，隨著工作面的推進，工作面副巷圍巖垂直應力逐漸增大，靠近工作面一側圍巖垂直應力明顯大于非回采側。工作面推進20 m、30 m和40 m時，巷道兩側垂直應力集中系數分別達到2、2.31和2.92。

在工作面推進期間，在副巷超前工作面5 m處建立變形監測點，監測巷道表面最大變形量，監測結果見表1。

表1 副巷超前工作面5 m處表面最大變形量

從巷道變形情況得出，巷道兩幫變形較大，工作面推進20 m、30 m和40 m時，超前工作面5 m處兩幫移近量分別為74.5 mm、100.2 mm和131.9 mm。頂板下沉量在回采40 m時達到最大，為30.1 mm。底板變形不明顯。從變形結果來看，巷道圍巖變形不大，在控制范圍之內，可以滿足巷道使用要求。說明采用新支護后，放頂步距選取40 m是可取的。

3 現場工業試驗

到目前為止，9-201工作面已推進400 m，工作面切巷液壓支架安裝完成后，支架后方到切巷幫部剩出有1 m寬度的空間，工作面回采前，在這個空間中進行第1次頂板預裂爆破工作。回采過程中，每隔40 m進行一次頂板預裂爆破工作，頂板預裂爆破過程中，做好兩回采巷道超前段臨時支護工作，加大臨時支護強度。回采過程中對工作面副巷超前段距離回采面5 m處進行變形監測，此處巷道表面位移隨工作面推進變化情況，如圖3所示。

圖3 副巷超前回采面5 m處巷道表面位移隨工作面推進變化情況

通過現場監測可知，工作面推進40 m范圍內，回采巷道超前段頂板下沉量及兩幫移近量增大的速度較大，40 m以后頂板下沉量及兩幫移近量增大的速度較小。在工作面推進50 m、90 m和140 m處，回采巷道超前段巷道表面變形出現小范圍的減小，說明頂板弱化措施起到了很好的作用，減小了采空區懸頂面積，回采巷道超前段的破壞也相應減小。巷道超前段兩幫的變形較大，兩幫移近量最大達到164 mm，頂板下沉量最大達到66 mm，巷道圍巖較為穩定，可以滿足生產使用要求。

4 結論

(1)通過地質力學測試，灰巖強度的平均值為88.39 MPa，頂板堅硬，錨桿、錨索鉆孔的施工難度較大。9-201工作面附近最大的水平主應力為9.81 MPa，垂直主應力6.89 MPa，地應力量值對巷道支護的影響不突出，從地應力與圍巖強度關系分析9-201工作面兩巷整體支護難度不大。巷道變形受到最大水平主應力方向的影響較小。

(2)引進新型支護理念和新型支護材料，提出新型支護設計。一方面可以節約大量支護材料，另一方面，大幅度提高巷道掘進支護施工進度，大大降低工人勞動強度。

(3)根據理論分析和數值模擬結果，結合礦上生產條件，制定每隔40 m進行一次的預裂爆破的頂板弱化措施，通過現場實踐證明，取得了良好的應用效果。