特厚煤層回采巷道頂板變形特征及控制技術

鄧敢博

(1.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400037；2.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400037)

隨著中國大采高綜放開采運輸設備及回采工藝的不斷發展，8 m以上特厚煤層綜放開采得到了廣泛的應用[1-6]。其回采巷道一般沿底板掘進，巷道頂板及兩幫均為實體煤，與巖層巷道相比，煤體支承強度較低，巷道服務期間其圍巖運動劇烈；工作面回采過程中，巷道頂板超前支護區域易發生突發式劇烈下沉，局部區域甚至出現瞬發性垮冒事故，從而給安全生產帶來重大影響[7-10]。

諸多學者[11-15]對特厚煤層巷道在采動條件下頂板安全性防控方面做了大量研究，黃勇等[16]通過對潞新二礦煤層賦存及煤巖體地質力學參數分析，提出高預應力強力支護系統，巷道支護狀況明顯改善。岳帥帥等[17]分析了影響特厚煤層高強度開采沿空巷道圍巖穩定性的原因，提出高強錨帶網桿索支護方案，現場控制效果顯著。蘭奕文等[18]詳細研究了特厚煤層強采動過程中巷道變形特征，提出“小孔徑預應力錨索+厚層強力大剛度JW型鋼帶”的全錨索控制系統，在塔山煤礦工程試驗中頂板控制效果良好。戴文祥等[19]基于強擾動巷道的礦壓現象，提出了“錨網索+鋼帶”的聯合支護措施，實現了圍巖有效控制。袁勝軍等[20]通過對某礦大斷面復合頂板煤巷變形破壞力學分析，提出以高系統剛度為關鍵的“錨網噴”支護設計，圍巖強度得到明顯改善。

上述研究主要從提高特厚煤層回采巷道頂板支護系統強度、剛度方面進行分析，但對應力環境復雜條件下巷道支護結構體讓壓變形及控制頂板煤巖離層致大變形方面研究較少。現以同煤白洞煤礦8107運輸巷的復雜地質條件作為工程背景，分析巷道圍巖穩定性影響因素，并結合有限元差分軟件FLAC3D對不同支護條件下巷道頂板變形破壞特征進行研究，提出特厚煤層回采巷道高強恒阻讓壓錨網索支護方案，且通過工程實踐對回采巷道高強恒阻讓壓錨網索支護系統圍巖控制效果進行分析。

1 工程概況

同煤白洞煤礦位于山西省大同市南郊區，采用雙立井開拓，上覆3號煤層已開采完畢，現開采5號煤層，其8107工作面位于301西部盤區，該工作面采用大采高綜采放頂煤開采，采厚為4 m，放煤厚度為7 m，走向長度約為1 859 m，傾斜長度為150 m，煤層平均埋深約為450 m，煤層傾角為1°～5°，平均為3°，屬近水平煤層，煤層結構復雜，夾多層矸石，矸石巖性多為鋁土質泥巖和黑色炭質泥巖。工作面運輸巷斷面為4.8 m×3.6 m的矩形巷道，沿煤層底板布置，煤層頂板巖層主要為泥巖，底板主要為細砂巖。其頂底板巖性特征如表1所示。

表1 頂底板巖性特征

2 巷道頂板變形特征及影響因素分析

2.1 回采巷道原支護形式

白洞煤礦8107工作面回采巷道原支護斷面如圖1所示。采用Φ20 mm螺紋鋼錨桿，長度2 000 mm，錨固力130 kN，間排距900 mm×1 000 mm，平行布置；采用Φ17.8 mm鋼絞線錨索，長度6 300 mm，間排距1 500 mm×3 000 mm，按平行布置，滯后工作面不超過5 m；金屬網采用8號鐵絲菱形編織網。

圖1 支護斷面圖

2.2 特厚煤層回采巷道頂板變形特征

經過現場破壞形式調研，總結、歸納得出白洞煤礦回采巷道頂板變形破壞特征如下。

(1)圍巖自穩時間短，收斂速度快。巷道受掘進擾動影響迎頭出現冒落、片幫現象，若支護不及時可能造成大范圍冒頂。白洞煤礦回采巷道頂板破壞情況如圖2所示。

圖2 白洞煤礦巷道頂板破壞情況(1∶20)

(2)頂板破碎成形差。其主要原因是由于煤體承載力差、延展性低，且巷道上圍巖應力環境復雜，支護結構不合理，造成錨桿、錨索易發生斷裂現象。

(3)巷道頂板變形嚴重。返修后較長時間內變形仍不能穩定，受回采工作面擾動的影響，其頂板下沉量最高達300 mm/d，最終巷道不得不進行封閉。

2.3 巷道圍巖穩定性影響因素分析

特厚煤層巷道支護過程中其頂板變形破壞通常由多種原因造成，但其主要影響因素為巷道圍巖所處應力環境條件復雜，煤巖體承載能力差，支護方式設計不合理。影響8107工作面運輸巷圍巖穩定性的因素如下。

(1)應力環境復雜。根據回采巷道所處的地質條件和開采條件，巷道圍巖不僅受上覆3號煤層采空區孤島煤柱高集中應力的影響，還要受5號煤層自身采動應力的影響，兩者應力場疊加致使其應力環境復雜，圍巖強度降低、穩定性變差。

(2)圍巖巖性及力學性質。8107工作面回風巷沿煤層底板布置，巷道頂板含多層薄層夾矸煤層，且頂煤與夾矸層物理力學性質存在明顯差異，在巷道掘進過程中受擾動影響頂板煤巖層出現較大離層，破壞厚頂煤巷道圍巖整體結構的穩定性，導致巷道圍巖變形大、難以維護。

(3)支護結構與圍巖協同耦合承載能力差。巷道圍巖受8107工作面回采擾動影響圍巖應力重新分配，巷道圍壓增大，由于支護結構與圍巖協同耦合承載力差造成巷道圍巖受壓不均，進而產生不均衡變形，造成整個支護系統破壞，圍巖失穩。

綜合上述分析，圍巖應力環境復雜、煤巖體力學差異較大及巷道支護體與圍巖變形不相適應是頂板誘發較大離層及頂板劇烈大變形的主控因素。因此，應提高8107工作面運輸巷支護系統與煤巖體協同耦合承載能力并適當讓壓，進而保障頂板支護的安全性。

3 回采巷道頂板變形控制

根據8107工作面回采巷道圍巖應力來源特殊，煤層頂板含有多層炭質泥巖夾層、總體結構性差、強度低等復雜地質條件及頂板巖層分層明顯、變形范圍較大等破壞特征，設計采用高強恒阻讓壓錨網索聯合支護技術。

3.1 回采巷道頂板變形控制原則

3.1.1 高預緊力、高強度支護原則

由于8107工作面回采巷道處于高應力區、煤層結構復雜且圍巖強度低、破壞嚴重，采用高預緊力支護不僅能夠減小巷道的早期變形，防止松散破碎圈的進一步增大，而且能夠及時、主動地為巷道頂板的初期變形提供圍壓，從而有效控制頂板離層，消除頂板拉應力區，增強其巷道圍巖承載能力，顯著提高含軟弱夾層頂板錨固體的強度，有效控制巷道頂板的變形失穩。同時，在地質條件復雜、高圍巖應力的條件下，高支護強度能夠為圍巖提供高圍壓約束，抑制含有軟弱夾層巷道頂板的過度變形、破壞，使其與煤層賦存的高應力環境相適應。

3.1.2 高阻讓壓支護原則

高應力軟弱頂板巷道圍巖強度較低，塑性變形嚴重，變形量大。高阻讓壓錨桿索能夠在一定阻力條件下通過延伸釋放變形能量，將巷道圍巖淺部集中應力向深部轉移，進而調動深部煤巖體的承載能力，同時高阻讓壓錨桿索允許塑性破壞范圍大、承載能力弱的巷道圍巖產生一定變形，可實現錨桿索在一定載荷上穩定讓壓，又能保證每根錨桿索受力均勻，防止錨桿索破斷，從而可避免巷道頂板過度變形、破壞。

3.1.3 整體差別支護

特厚煤層回采巷道頂板、煤幫、底板支護均是支護系統不可或缺的組成部分，三者任何一方面均不可忽略。但與巷幫和底板相比，其頂板常含有軟弱夾層，節理裂隙較發育，圍巖變形嚴重，塑性破壞范圍大，支護過程中應注意頂板加強支護，促使頂板圍巖及錨固體形成整體協調的結構。

3.2 回采巷道支護參數設計及數值模擬分析

3.2.1 支護參數設計

根據特厚煤層回采巷道頂板支護理念，8107工作面運輸巷支護參數設計如下。

錨桿采用規格為Φ22 mm×2 200 mm的高強(HB500)蛇形錨桿，錨桿間排距為1 000 mm×900 mm，角錨桿排距1 800 mm，每排兩根，采用1卷K2335和1卷Z2335樹脂錨固劑錨固。為適應錨桿強度需要及提高護頂面積及提高施工效率，錨桿采用150 mm×150 mm×10 mm的高強球型托盤與W鋼帶聯合支護，錨固力不小于19 t。同時，為實現讓壓支護，錨桿裝配讓壓點15～18 t、讓壓距離為35 mm的讓壓管實現讓壓支護。頂板鳥窩錨索規格為Φ17.8 mm×7 300 mm，排距900 mm，“三一三”式布置。錨索托盤為300 mm×300 mm×12 mm的高強球型托盤，錨固力不小于36 t，采用1支K2350和2支Z2350樹脂錨固劑錨固。錨索裝配讓壓點21～25 t、讓壓距離為35 mm讓壓管。另外，為了形成錨梁的效果，頂板每排錨索采用一條高強JW鋼帶連接，鋼帶長3 200 mm，布置有三孔，孔間距1 300 mm。并采用8 mm菱形金屬網與W鋼帶聯合支護控制巷道表面，防止松散巖塊的脫落。8107工作面回風巷支護方案斷面圖如圖3所示。

圖3 支護斷面圖

3.2.2 不同支護方案圍巖變形控制效果分析

建立原支護和高強恒阻讓壓錨網索聯合支護2種護巷方式下的數值模型用以對比分析，結果如圖4、圖5所示。

圖4 巷道圍巖塑性破壞圖

圖5 巷道頂底板位移圖

由圖4(a)可知，巷道在原支護條件下巷道頂板塑性破壞范圍廣、程度深，破壞形式以剪切破壞為主。由圖5(a)可以看出，在原支護條件下，頂板最大下沉量達267 mm；結合圖4(a)、圖5(a)可以看出巷道頂板塑性區破壞范圍大，松散破碎圈向巖層深部延伸，巷道圍巖整體穩定性遭到破壞，導致巷道變形量大，難以維護，嚴重危害井下生產安全。由圖4(b)可知，在高強恒阻讓壓錨桿支護條件下巷道圍巖塑性區范圍明顯減小，頂板肩部及頂部塑性破壞得到有效控制。由圖5(b)可以看出，在高強恒阻讓壓錨網索聯合支護條件下，頂板最大下沉量為191 mm，較原支護條件下頂板位移減少28.5%，控頂效果良好。結合圖4(b)、圖5(b)可以看出，高強恒阻讓壓錨桿索能夠有效遏制松散破碎圈向巖層深部擴展，保持巷道圍巖結構整體穩定，巷道圍巖承載能力得到明顯提高，巷道變形量小。

數值模擬研究結果表明高強恒阻讓壓錨桿、索能夠適應復雜條件下的應力環境，提高煤巖體與支護系統的協同耦合承載能力，遏制松散破碎圈向圍巖深部擴展，阻止塑性區范圍擴大，從而實現維護圍巖穩定的目的。

4 現場應用效果分析

為反映工作面回采過程中特厚煤層回采巷道頂板的變形特征與支護結構受力情況，采用監控儀對頂板位移及錨桿(索)受力情況進行監測，并統計分析監測結果。回采巷道頂板礦壓位移變化規律如圖6、圖7所示。

從圖6、圖7可以看出，采用高強恒阻讓壓錨網索聯合支護后，回采巷道頂板變形在支護初期較為緩慢，主要由于恒阻讓壓錨桿索所受拉力還未到其恒阻值，13 d后頂板下沉趨于穩定，巷道頂板最大下沉量達206 mm，仍在允許變形范圍內；同時控頂錨桿、索受力均不大，圍巖穩定時錨索的軸力為260 kN、錨桿軸力為170 kN，錨索受力明顯大于錨桿，雖然局部錨桿和錨索讓壓管被壓癟，但未出現錨桿或錨索破斷的情況，錨桿索均充分發揮了其支護作用，表明采用高強恒阻讓壓錨網索支護系統在特厚煤層回采巷道頂板穩定性控制方面是有效可行的。

圖6 頂板下沉-時間關系曲線

圖7 錨桿索受力-時間關系曲線

5 結論

(1)通過現場觀測和理論分析得出特厚煤層回采巷道變形因素及其特征：由于巷道所處圍巖應力環境復雜，煤巖體力學差異較大及巷道支護體耦合承載力差等因素導致巷道圍巖自穩時間短，收縮速度快；頂板破碎嚴重承載力弱，且受工作面擾動影響頂板下沉量大錨桿、索易發生斷裂，導致巷道失穩。

(2)利用FLAC3D數值軟件模擬了在原錨桿支護和高強恒阻讓壓錨網索聯合支護2種護巷方式下巷道圍巖變形情況，得出在高強恒阻讓壓錨桿支護條件下巷道圍巖變形得到有效控制，塑性區破壞范圍明顯縮小，頂板下沉量較原錨桿支護減小28.5%，控頂效果良好。

(3)提出了含軟弱夾矸及高應力條件下特厚煤層回采巷道頂板控制的高強恒阻讓壓錨網索聯合支護技術。即通過高強蛇形錨桿+鳥窩錨索+讓壓管+菱形金屬網+W鋼帶的主動支護和讓壓支護方案。并在現場得到了成功應用。