巷道掘進橫穿小斷層構造帶頂板支護優化研究

張虎

（陜西陜煤曹家灘礦業有限公司，陜西 榆林 719000）

0 引言

厚煤層賦存地質條件開采期間，由于工作面內巷道掘進高度有限，往往在巷道頂板中存在一定厚度的煤體。巷道頂板內的煤體因自身強度較低，且受到掘巷擾動影響，致使頂板內煤體愈加破碎，導致巷道頂板維護困難[1-3]。尤其當巷道跨度距離較大時，頂板內煤巖體塑性區和破碎區的范圍較深，導致頂板錨固構件難以起到有效的錨固效果，容易因為錨固構件難以發揮功效而發生頂板冒頂來壓事故。考慮到煤層內存在較多的原生小斷層地質構造，這些小斷層構造的存在將會進一步將煤體切割的更加破碎，并存在較大的弱結構面，致使巷道掘進橫穿小斷層構造期間頂板內煤巖體更加破碎和不穩定，常規的錨桿索支護對此種特殊情況下的頂板控制較為困難，甚至會導致支護系統大范圍失效，誘發頂板嚴重冒頂來壓顯現。

1 概況

1.1 盤區概況

曹家灘煤礦地處陜北大型煤炭基地榆神礦區一期規劃區，產能1 500 萬t，在井田內東翼側的203盤區內20322 膠帶平巷掘巷期間將會橫穿一小斷層地質構造帶，此F322-2 斷層構造的垂直斷距為0.9 m，傾向角為70°，在20322 回風平巷掘巷期間同樣會橫穿一小斷層地質構造帶，此F322-1 斷層構造的垂直斷距為1.7 m，傾向角為60°。

考慮到20322 工作面內主采2 號煤層厚度在7.0 ～7.6 m，其膠帶平巷的橫斷面尺寸為寬5.6 m和高4.3 m，可知膠帶平巷頂板上方存厚度2.0 ～2.6 m 的頂板煤層。20322 工作面為203 盤區內的首采工作面，其平面布置情況如圖1 所示。

圖1 20322 工作面平面布置示意Fig.1 Plan layout of No.20322 Face

1.2 頂板冒頂來壓事故

20322 工作面兩側的服務平巷掘巷期間，存在較多隱伏小斷層地質構造，例如20322 工作面上側的膠帶平巷掘進過J8 測站后，受到F322-2 斷層構造帶的影響，J7～J8 測站間的頂板煤層會變得較為破碎，這直接導致此區間內巷道頂板支護較困難。當膠帶平巷掘過J8 測站一定距離后，頂板煤層受力狀態逐步趨于穩定，此時采用常規的錨網索支護并不能很好的控制頂板煤體的穩定性，出現了圖2（a） 的頂板煤體離層、破碎情況；當頂板煤體進一步發生離層和破斷后，會導致頂板支護體結構的整體失效，進而誘發頂板冒頂來壓事故，如圖2（b） 所示；頂板煤層垮冒期間會導致原本錨固至頂煤上方巖體內的直徑為15.6 mm 的錨索被拉斷，如圖2（c） 所示。

圖2 頂板冒頂來壓現場調研實例Fig.2 Field investigation example of roof caving pressure

1.3 頂板冒頂特征分析

當20322 膠帶平巷內J7～J8 測站發生頂板煤層冒頂來壓事故后，采用手持式激光測距儀對冒頂影響區域進行冒高測定，共布置14 個測點，具體測點布置情況如圖3 所示。

圖3 冒頂影響區內冒高測定布置方案Fig.3 The layout scheme of caving height determination in roof fall influence area

對測定得到的數據進行匯總統計，可以得到如圖4 所示的，冒頂影響區內巷道頂底板的標高變化曲線。

圖4 冒頂影響區內頂底板標高變化曲線Fig.4 The variation curve of roof and floor elevation in roof fall influence area

基于圖4 可知，此次受到F322-2 斷層構造帶的影響，20322 膠帶平巷內J7～J8 測站發生頂板煤層冒頂來壓的區域長達53.65 m。考慮到巷道底板基本維持在474.0 m 水平標高，頂板在未發生變形破壞之前基本維持在478.3 m，結合頂板最大冒頂位置處水平標高為484.3 m，可計算得知頂板最大垮冒高度達6.0 m，遠大于巷道頂板煤層的厚度值，可見頂板煤層在發生離層垮冒的同時會影響到其上方的巖層結構穩定性，進而導致煤巖層共同垮冒，嚴重影響到巷道的正常安全作業。

結合20322 膠帶平巷內J7～J8 測站發生頂板煤層冒頂來壓之前的礦壓觀測數據，掘進隊內相關技術人員在5 月21 日對臨近F322-2 斷層構造帶影響范圍內頂底板高度進行了測定，同時在后續6 月8 日發生了頂板煤層冒頂來壓事故，這之前最后一次測得的礦壓觀測數據是在6 月6 日，進而對比得到從5 月21 日至6 月6 日礦壓觀測數據變化情況，如圖5 所示。

圖5 冒頂來壓前巷道頂底板高度變化曲線Fig.5 The height change curve of roadway roof and floor before roof caving

基于圖5 可知，20322 膠帶平巷頂板發生冒頂事故前的半個月內，冒頂事故區域外的頂底板高度降幅較小，而在冒頂事故區域內頂底板高度降幅較大。5 月21 日時冒頂事故區域內頂底板高度最小值已經處于3.27 m，而在6 月6 日時頂底板高度最小值進一步減小至3.03 m，縮減量高達0.24 m，較巷道原本高度值降幅高達29.5%，此時頂板處于極度離層破碎的不穩定狀態，進而誘發了后續的冒頂來壓事故。可見，冒頂來壓事故發生前，頂板運移規律已經預示了后續可能會發生冒頂來壓事故，此時要預先做好相關安全防范，防止冒頂來壓事故發生時對工作面的安全生產造成過大的影響。

2 不同頂板條件數值模擬分析

考慮到煤巖體中存在諸多裂隙、節理等微小構造，且其分布具有不均勻和無規律性，這些微小構造的存在導致了煤巖體不能被視為連續介質來進行分析[4-5]，因此采用巖石破裂過程分析系統（RFPA軟件） 對20322 膠帶平巷不同頂板條件下的破壞特征進行數值模擬分析，將20322 膠帶平巷視為二維平面應變模型，在此所建立的模型尺寸為寬20 m和高10 m，模型內巷道尺寸為寬5.6 m 和高4.3 m。結合井上下對照圖可知20322 膠帶平巷平均埋深約320 m，因此在模型上表面施加等效均布載荷約為7.88 MPa，模型的側邊界采用水平位移約束，底邊界采用固定位移約束。考慮到煤巖體的強度能夠體現出其在地應力作用下抵抗永久變形和破裂的能力，煤巖體的剛度能夠體現出其在地應力作用下抵抗彈性變形的能力，進而數值模擬得到20322 膠帶平巷頂板內煤巖層在不同強度和剛度條件下其破壞特征，如圖6 所示。

圖6 不同頂板條件數值模擬結果Fig.6 Numerical simulation results of different roof conditions

由圖6 可知，當頂板煤巖體強度取值為5 MPa時，剛度從50 MPa 增至200 MPa 后，頂板煤巖體破壞特征由最初的發生明顯離層而整體冒落，過渡至發生較大離層而整體冒落，如圖6（a） 和6（b） 所示；當頂板煤巖體強度取值為15 MPa 時，剛度從50 MPa 增至200 MPa 后，頂板煤巖體破壞特征由最初的發生較小離層而大部分冒落過渡至發生離層而小部分冒落，如圖6（c） 和6（d） 所示；當頂板煤巖體強度取值為30 MPa 時，剛度從50 MPa 增至200 MPa 后，頂板煤巖體破壞特征由最初的發生較小離層而部分發生冒頂，過渡至基本未產生離層而淺部表層發生冒落，如圖6（e） 和6（f） 所示。綜上模擬分析可知，在提高頂板內煤巖體強度特性的基礎上，進一步提高頂板內煤巖體剛度特性，能夠使頂板保持較好的完整性，不易因發生離層現象而引起冒頂事故。因此，后續可通過優化頂板煤巖體支護系統的參數，來提升頂板煤巖體整體的強度和剛度系數，進而保障巷道掘進過小斷層構造帶期間不會發生冒頂事故。

3 頂板支護系統優化提升分析

3.1 頂板跨度段受力分析

關于20322 膠帶平巷頂板跨度段內煤巖體在采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統作用下的受力情況如圖7 所示。

圖7 頂板跨度段受力結構示意Fig.7 Stress structure diagram of roof span section

基于圖7 所示頂板跨度段受力情況，基于材料力學理論可以在垂直于x 軸的豎直方向上建立力學平衡方程，以及針對左幫支撐點位置處的力矩減小量平衡方程，如公式（1） 所示。

式中：△R1、△R2分別表示當對巷道頂板跨度段采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統后，左幫和右幫的支承作用力減小值，kN；F表示每根錨索被安裝錨固穩定后的預應力值，kN；b表示巷道頂板跨度段的寬度值，m；s表示兩側錨索與相應巷幫的距離值，m。

基于公式（1） 可計算得到巷道頂板跨度段不同區間的力矩減小量表達式，如公式（2） 所示。

根據現場工程地質情況，得知20322 膠帶平巷頂板跨度段內錨索的預應力大小為250 kN，巷道頂板跨度段的寬度大小為5.6 m，兩側錨索與相應巷幫的距離大小為1.2 m。將上述具體參數值帶入公式（2） 中，計算得到頂板跨度段內的彎矩減小量分布曲線，如圖8 所示。

圖8 頂板跨度段內彎矩分布曲線Fig.8 Bending moment distribution curve in roof span section

由圖8 可知，20322 膠帶平巷頂板跨度段內所受到的彎矩減小量呈現出類似于拋物線的對稱性分布規律，即在頂板跨度段中心線位置處彎矩減小量最大，高達650 kN·m，而在兩側錨索位置處彎矩減小量也達到了450 kN·m。可見當對頂板跨度段內煤巖體采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統后，頂板跨度段內彎矩在中心線及其附近區域（1.2 m≤x≤4.4 m） 減小量十分明顯，這意味著在頂板內煤巖體剛度和強度不足的情況下，通過采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統能夠有效防止頂板煤巖體因撓曲變形而發生嚴重離層顯現的目的，進而有效控制頂板冒頂來壓事故的發生。

3.2 頂板錨索桁架系統受力分析

基于頂板跨度段受力分析的基礎上，對于頂板內兩側錨索角度進行調整，并通過桁架連接器構成錨索桁架系統來對頂板內煤巖體進行補強支護。錨索桁架系統能夠對頂板內煤巖體形成縱向和橫向方向的相互壓縮效應，使得煤巖體更加緊密的結合在一起，進而整體提升頂板內煤巖體的強度和剛度情況[6]。關于錨索桁架系統對頂板內煤巖體所起到的作用如圖9 所示。

圖9 錨索桁架系統對于頂板內煤巖體的作用示意Fig.9 The effect of anchor cable truss system on coal and rock mass in roof

在此假設錨索桁架系統中錨索鉆入煤巖體內的長度段所承載的應力呈線性分布規律，并分別定義在錨索頂端和底端位置處的受力情況如公式（3）所示。

式中：l表示錨索鉆入煤巖體內的長度，m；α 表示錨索桁架系統中鉆入煤巖體內錨索與水平方向的夾角，（°）；k1、k2分別表示鉆入煤巖體內的錨索頂端和底端位置處的應力集中系數值；γ 表示巷道上方覆巖的平均容重大小，kN/m3；h表示巷道的平均埋深大小，m。

而關于錨索桁架系統中平行于巷道頂板段錨索的受力情況如公式（4） 所示。

基于上述分析可以進一步簡化得到錨索桁架系統的受力特征，在此考慮到錨索桁架系統的對稱性，因此取其一半進行受力分析，如圖10 所示。

圖10 錨索桁架系統受力情況Fig.10 Force situation of anchor cable truss system

基于公式（3） 和公式（4） 關于錨索桁架系統中錨索的受力情況，可以建立其在水平和豎直方向的受力平衡方程，進而推導出錨索桁架系統中錨索的軸向拉應力F和桁架結構預緊力F' 的大小，分別如公式（5） 和（6） 所示。

式中：λ 表示頂板內煤巖體所受到的側壓系數值；f1表示錨索鉆入煤巖體內部分與煤巖體之間的摩擦系數值；f2表示平行于巷道頂板段錨索與煤巖體之間的摩擦系數值。

基于上述公式（5） 和公式（6） 并代入相關參數值，可計算確定錨索桁架系統自身的抗拉強度和錨固粘結強度大小，為后續現場施工提供了理論依據。

4 頂板跨度段支護優化及礦壓觀測

4.1 頂板跨度段支護優化參數

基于20322 膠帶平巷現場工程地質背景，對頂板內錨索的直徑和長度進行優化變更，采用直徑和長度更大的錨索代替原有錨索，并依據上述理論計算得到的支護參數值作為依據，最終確定頂板跨度段支護方案為：錨索桁架系統中錨索選用型號為φ17.8 mm×8 500 mm 的單體錨索，其錨固段相應的配套樹脂錨固劑型號為CK2335（1 卷） 和Z2360（2 卷），間排距為1 600 mm×1 800 mm，其鉆入煤巖體內錨索段與水平方向的夾角為75°；中心線位置處的錨索選用型號為φ21.6 mm×7 800 mm 的單體錨索，同樣配套樹脂錨固劑型號為CK2335（1 卷） 和Z2360（2 卷）。

最終確定兩側平巷優化后的后續支護方案如圖11 所示。

圖11 兩側平巷優化后的后續支護方案Fig.11 The subsequent support scheme after optimization of both roadway sides

4.2 現場礦壓觀測

隨著20322 回風平巷的掘進，將會橫穿一小斷層地質構造帶，此F322-1 斷層構造的垂直斷距為1.7 m，傾向角為60°，較F322-2 斷層構造的垂直間距更大。

由于后續兩側平巷掘巷期間對頂板跨度段采取了優化后的支護方案，當掘進工作面橫穿過F322-1 斷層構造帶一定距離后，在F322-2 斷層構造帶影響范圍內每間隔5 m 布置1 個測站，一共布置6 個測站，分別來對頂底板變形量進行礦壓觀測，結果如圖12 所示。

圖12 頂底板移近量監測曲線Fig.12 Monitoring curve of roof and floor convergence

當對巷道采取優化支護方案后，不同測站所監測到的頂底板移近量數據均呈緩慢遞增的趨勢，最終在監測時間為60 d 時，得到頂底板最大移近量為158 mm，最小移近量為70 mm，平均移近量為133 mm，相較巷道高度4.3 m 基本可以忽略不計。可見，當對巷道采取優化支護方案后，能夠有效控制頂板內煤巖體的變形和離層，使得巷道掘進期間過小斷層構造帶將會更加安全可靠，同時為后續20322 工作面安全高效回采奠定基礎。

5 結論

（1） 掘巷期間小斷層構造帶將會引起頂板跨度段內煤巖體破碎，常規支護方式下頂板極易發生冒頂來壓事故。數值模擬結果表明適當提升頂板內煤巖體的強度值和剛度值能夠有效地提升頂板內煤巖體的完整性，使其不易因發生離層現象而引起冒頂事故。

（2） 針對頂板跨度段采用3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統后，理論計算得知頂板跨度段內彎矩在中心線及其附近區域（1.2 m≤x≤4.4 m） 減小量十分明顯，表明該支護系統能夠有效抑制頂板內煤巖體因撓曲變形而發生嚴重離層顯現的情況。

（3） 在3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統的基礎上，對于頂板內兩側錨索角度進行調整，并通過桁架連接器構成錨索桁架系統，能夠更直觀的使頂板內煤巖體緊密結合在一起，進而整體提升頂板內煤巖體的強度值和剛度值，實現有效控制頂板冒頂來壓事故的發生。

（4） 理論計算推導出錨索桁架系統中錨索的受力情況，并最終確定頂板跨度段內支護方案。現場礦壓觀測結果表明當對巷道采取優化支護方案后，能夠有效控制頂板內煤巖體的變形和離層，使巷道掘進期間過小斷層構造帶更加安全可靠，為后續工作面安全高效回采奠定基礎。