袁勝軍,李二鵬，鄭 陽，龔 爽，王金光，李世俊

(1.山西大同大學(xué)煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083；3.鄂爾多斯職業(yè)學(xué)院礦業(yè)系，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

特厚煤層大斷面復(fù)合頂板煤巷支護(hù)技術(shù)

袁勝軍1,李二鵬2，鄭 陽3，龔 爽2，王金光2，李世俊2

(1.山西大同大學(xué)煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京 100083；3.鄂爾多斯職業(yè)學(xué)院礦業(yè)系，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

針對某礦輔助運(yùn)輸大巷變形嚴(yán)重、返修量大的支護(hù)難題，對巷道頂板復(fù)合結(jié)構(gòu)變形機(jī)制進(jìn)行了力學(xué)分析，揭示出巷道頂部錨固層厚度、頂板軟弱夾層與錨固區(qū)相對位置及錨桿(索)預(yù)應(yīng)力是影響此類巷道穩(wěn)定的重要因素；運(yùn)用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對不同支護(hù)參數(shù)的控制效果進(jìn)行了研究，結(jié)合現(xiàn)場生產(chǎn)地質(zhì)條件綜合確定了“高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)+金屬網(wǎng)+W型鋼帶+噴射混凝土”聯(lián)合支護(hù)方案?，F(xiàn)場實(shí)踐表明，巷道頂?shù)装逡平恳约皟蓭鸵平棵黠@減少，圍巖變形得到了有效的控制。

大斷面；復(fù)合結(jié)構(gòu)；錨固層厚度；軟弱夾層；高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿

隨著厚煤層開采集約化程度的不斷提高，采準(zhǔn)巷道布置亦出現(xiàn)了相應(yīng)的轉(zhuǎn)變[1-2]：一方面，為了提高掘進(jìn)速度和縮短建井周期，一些永久巷道從巖巷向煤巷發(fā)展；另一方面，為了提高斷面利用率以及滿足大型采掘設(shè)備與開采強(qiáng)度的要求，巷道斷面也從原來的小斷面拱形向大斷面矩形轉(zhuǎn)變。這些轉(zhuǎn)變?yōu)榈V井實(shí)現(xiàn)高產(chǎn)高效提供了便捷條件，但同時(shí)給巷道支護(hù)帶來了一定的困難，煤層巷道由于圍巖松軟破碎，其變形的主要表現(xiàn)為頂板劇烈下沉、兩幫移近量大、底板鼓起等，特別是具有復(fù)合型頂板結(jié)構(gòu)的巷道，頂板的支護(hù)更是有一定難度，原因是上部煤層與巖層、夾矸層以及煤層內(nèi)部不連續(xù)面之間容易發(fā)生離層，頂板出現(xiàn)整體下沉現(xiàn)象，最終發(fā)生失穩(wěn)冒頂事故[3]。針對某礦輔助運(yùn)輸大巷存在的支護(hù)難題，分析巷道變形破壞機(jī)制，提出適用于該地質(zhì)條件的支護(hù)對策，形成大斷面復(fù)合頂板巷道翻修重新支護(hù)的技術(shù)方案，得到了成功的應(yīng)用。

1 工程概況

某礦主采3-5#煤層，煤層平均厚度15.72m，煤層沉積環(huán)境不穩(wěn)定，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，分岔合并現(xiàn)象頻繁，夾矸層較多，平均含矸率16%。由于受到火成巖侵入的影響，煤層由原來單一的正常煤形成了包含煌斑巖、硅化煤、混煤和正常煤等多種成份的非常復(fù)雜的結(jié)構(gòu)，中上部的火成巖變成了堅(jiān)硬的煌斑巖，而下部的混煤結(jié)構(gòu)卻較疏松并且性脆易碎。煤層頂板為不同巖性薄層互層型復(fù)合結(jié)構(gòu)，煤層內(nèi)部節(jié)理較為發(fā)育，不連續(xù)面和弱結(jié)構(gòu)偏多。礦井輔助運(yùn)輸大巷沿煤層頂板掘進(jìn)，頂板上部為煤層、夾矸層的混合復(fù)合結(jié)構(gòu)體，結(jié)構(gòu)體內(nèi)部節(jié)理發(fā)育，性脆易碎，頂板具體巖性結(jié)構(gòu)見圖1。

圖1 某典型輔助運(yùn)輸大巷頂板巖層柱狀圖

巷道在初始掘進(jìn)過程中巷道變形嚴(yán)重，頂?shù)装逡平繉⒔?00mm，兩幫變形量也達(dá)到300mm，曾經(jīng)突發(fā)冒頂事故，冒落長度達(dá)47m，高度12m左右。巷道返修量大，進(jìn)行過兩次大范圍的返修施工，但巷道變形仍沒有得到有效的控制，支護(hù)效果不理想因此，從根本上分析頂板變形失穩(wěn)的機(jī)制，形成支護(hù)機(jī)理，再提出相應(yīng)合理巷道整體支護(hù)方案是解決這類問題的有效途徑。

2 大斷面復(fù)合頂板煤巷破壞特點(diǎn)與控制對策

2.1 巷道頂板破壞機(jī)制分析

巷道頂板上部煤層軟弱夾矸層較多，夾矸厚度較小，節(jié)理發(fā)育，具有復(fù)合結(jié)構(gòu)體的特征。由于巷道頂板復(fù)合結(jié)構(gòu)中各個(gè)夾矸層和實(shí)體煤層與巷道跨度之比較小，其抗彎剛度很低，而且巷道跨度往往遠(yuǎn)大于各分層的極限跨距，在彎曲應(yīng)力的作用下，上部頂板結(jié)構(gòu)會(huì)出現(xiàn)彎曲下沉和離層的失穩(wěn)狀況，加之其受到具有一定強(qiáng)度的初始支護(hù)，因此，其受力狀態(tài)可視為均布載荷作用下的兩端固支的組合梁結(jié)構(gòu)(圖2(a)[4]。圖2(b)為巷道頂板復(fù)合結(jié)構(gòu)三角拱剪脹平衡力學(xué)模型，以說明巷道頂部復(fù)合結(jié)構(gòu)的變形破壞問題。

σ—法向應(yīng)力；τ—剪應(yīng)力；p1—錨桿(索)錨固力；P2—錨桿 (索)有效法向錨固力；∑h—巷道頂板錨固層厚度；L—巷道寬度 圖2 巷道頂板三鉸拱剪脹平衡力學(xué)模型[4]

三鉸拱在拱腳處的平衡條件是總的下滑力應(yīng)不大于破斷面上所具有的摩擦阻力。取復(fù)合結(jié)構(gòu)各個(gè)破斷面的摩擦角為φ，可得平衡條件，見式(1)。

(1)

式中：T為三鉸拱水平推力，kN；V為拱腳豎向力，kN；θ為復(fù)合結(jié)構(gòu)層破斷面與層面法向間夾角，(°)；φ為破斷面間摩擦角，(°)。借助三角公式得式(2)。

(2)

由式(1)和式(2)可得式(3)。

(3)

式中：β為巖層破斷角，(°)。

再由力學(xué)模型可得三鉸拱拱腳處的豎向力V和水平推力T(不計(jì)頂板下沉量)，分別見式(4)、式(5)。

(4)

(5)

式中：q為三鉸拱均布載荷，kN/m2；L為巷道跨度，m；∑h為拱高(錨固層厚度)，m。

由式(4)、式(5)可知，當(dāng)巷道寬度L增大時(shí)，頂板附近的豎向應(yīng)力V和水平推力T均隨著增大，當(dāng)上部載荷q以及錨固層厚度∑h一定時(shí)，水平推力T與巷道寬度L成二次方正比關(guān)系；當(dāng)q與L一定時(shí)，T與∑h則是反比例關(guān)系。由圖2所示，在水平推力的作用下，半拱塊體層面上會(huì)產(chǎn)生較大的剪應(yīng)力τ，當(dāng)產(chǎn)生的剪應(yīng)力足夠大時(shí)，由于復(fù)合結(jié)構(gòu)層面上自身的法向力σ有限，其抗剪強(qiáng)度不足以平衡層面上的剪應(yīng)力，結(jié)果勢必引起半拱塊體沿其層面發(fā)生剪切錯(cuò)動(dòng)，最終導(dǎo)致三鉸拱結(jié)構(gòu)失鉸而滑落失穩(wěn)。

2.2 巷道破壞原因分析及控制對策

輔助運(yùn)輸大巷原先主要支護(hù)參數(shù)為：頂板錨桿規(guī)格φ18mm×2000mm，間排距為900mm×1000mm；錨索規(guī)格φ15.5mm×6000mm，間排距為1600mm×2000mm；幫錨桿規(guī)格φ18mm×1700mm，間排距為1200mm×1500mm。結(jié)合其支護(hù)特點(diǎn)得出原有支護(hù)條件下巷道變形破壞主要原因。

1)錨固層厚度小 由式(5)知，錨固層厚度小使得水平推力T增大，使得頂板半拱體層面上剪應(yīng)力增大，從而頂板三鉸拱滑落失穩(wěn)風(fēng)險(xiǎn)性增大。

2)錨固區(qū)位置不合理 煤巷復(fù)合頂板機(jī)構(gòu)中軟弱夾層和錨固區(qū)的相對位置是決定巷道破壞特征形式的重要因素[5]。結(jié)合大巷頂板巖層柱狀圖可知，原有支護(hù)中軟弱夾層均處在錨桿錨固區(qū)邊緣和錨索錨固區(qū)的邊緣，而這種相對位置關(guān)系軟弱夾層離層最為明顯，錨桿索最易被拉斷，巷道也最易失穩(wěn)垮冒。

3)支護(hù)強(qiáng)度低 原先的錨桿(索)直徑小、預(yù)應(yīng)力低，這種低強(qiáng)度低剛度的支護(hù)方式，一方面不能有效主動(dòng)控制巷道變形，尤其是頂板復(fù)合結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性不能得到保障；另一方面不能有效發(fā)揮圍巖自身承載作用。

控制對策：①增大錨固層厚度 通過增大錨桿索長度增加錨固層厚度，減小水平推力T值，降低頂板三鉸拱滑落失穩(wěn)風(fēng)險(xiǎn)；②合理布置錨桿(索) 通過布置錨桿(索)形成有利的錨固區(qū)范圍，并改善軟弱夾層與錨固區(qū)的相對位置關(guān)系，使軟弱夾層處于錨固區(qū)以內(nèi)，并使錨桿(索)深入到承載能力較高的穩(wěn)定巖層中，充分發(fā)揮錨桿(索)支護(hù)性能;③改善錨固區(qū)圍巖力學(xué)性質(zhì)與應(yīng)力狀態(tài) 通過采用大直徑高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)快速增大巷道圍壓，增大支護(hù)系統(tǒng)強(qiáng)度，改善圍巖應(yīng)力狀態(tài)，提高圍巖承載能力，同時(shí)輔以鋪設(shè)金屬網(wǎng)和W型鋼帶提高支護(hù)系統(tǒng)剛度。

綜合以上分析，提出以高強(qiáng)度錨桿(索)為基礎(chǔ)，高預(yù)應(yīng)力為核心，高系統(tǒng)剛度為關(guān)鍵的“高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)+金屬網(wǎng)+W型鋼帶+噴射混凝土”聯(lián)合支護(hù)方案，對巷道進(jìn)行重新翻修支護(hù)。

3 聯(lián)合支護(hù)方案

3.1 支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)

輔助運(yùn)輸巷道斷面形狀為矩形，寬6.6m，高4.0m。采用FLAC3D模擬軟件對支護(hù)參數(shù)進(jìn)行研究，模型尺寸:長×寬×高=47m×25m×40m。在左右、前后及底面采用位移邊界，上面采用應(yīng)力邊界，加載的應(yīng)力相當(dāng)于上覆巖層的重力，針對錨桿(索)長度與巷道圍巖變形關(guān)系進(jìn)行模擬分析。模擬方案見表1。

表1 數(shù)值模擬方案表

頂錨桿不同長度時(shí)圍巖變形情況如圖3(a)所示，結(jié)果表明：當(dāng)頂錨桿長度從2m增加到3m的過程中，頂板下沉量從181mm減小到138mm，兩幫移近量從168mm減小到130mm，底臌量變化不明顯；當(dāng)頂錨桿長度從3m到3.5m時(shí)，圍巖變形不明顯。這表明頂錨桿長度的變化對頂板和兩幫的變形有較大的影響，對底板變形影響較小。因此，頂錨桿長度為3m時(shí)能較好地控制頂板和兩幫的變形。同理從圖3(b)中可知，當(dāng)頂錨索長度由6m變到10m時(shí)，巷道頂板和兩幫變形量變化幅度較大，底板變形量變化幅度較小。當(dāng)頂錨索長度由10m變?yōu)?2m時(shí)，圍巖變形量相對穩(wěn)定，由此可見，長度為10m的頂錨索能更好的控制巷道圍巖變形。同理從圖3(c)可知，當(dāng)幫錨桿長度由1.7m變到2.4m時(shí)，巷道頂板和兩幫變形差異明顯，底板變形幅度依然較小，而當(dāng)幫錨桿長度由2.4m變?yōu)?.8m時(shí)，巷道圍巖變形較之前不明顯，從而，當(dāng)幫錨桿長度為2.4m時(shí)，巷道頂板和兩幫能得到有效的控制。

綜合理論計(jì)算分析、模擬結(jié)果、工程類比及現(xiàn)場施工等方面確定頂錨桿長度為3m，頂錨索長度為10m，幫錨桿長度為2.4m。

3.2 支護(hù)方案

在現(xiàn)場詳細(xì)的地質(zhì)力學(xué)調(diào)查測試以及錨桿拉拔試驗(yàn)的基礎(chǔ)上，通過運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬以及工程類比的方法，并結(jié)合該礦井的實(shí)際情況，確定輔助運(yùn)輸大巷支護(hù)布置如圖4所示。

頂板支護(hù)：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼，長度為3000mm，樹脂加長錨固。采用拱型高強(qiáng)度托板，托板規(guī)格為150mm×150mm×10mm。采用W型鋼帶和金屬網(wǎng)護(hù)頂，鋼帶規(guī)格：6300mm×250mm×3mm(長×寬×厚)。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為2200mm×1200mm×3mm(長×寬×厚)。錨桿排距為1000mm，每排7根錨桿，間距為1000mm。錨索直徑為17.8mm，長度為10300mm，灌注水泥漿進(jìn)行全長錨固。錨索每2排3根，排距為2000mm，錨桿索預(yù)緊力均不低于100kN。

圖3 錨桿(索)支護(hù)參數(shù)與圍巖變形的關(guān)系

圖4 某典型輔助運(yùn)輸大巷翻修支護(hù)斷面圖 (未標(biāo)注單位：mm)

巷幫支護(hù)：錨桿桿體為22#左旋無縱筋螺紋鋼，長度為2400mm。采用拱型高強(qiáng)度托板，托板規(guī)格為150mm×150mm×10mm，樹脂加長錨固。W型鋼帶和金屬網(wǎng)護(hù)幫，鋼帶厚度為3mm，寬度為250mm，長度為3300mm。鋼筋網(wǎng)片規(guī)格為3200mm×1200mm。錨桿排距為1000mm，每排每幫4根錨桿，間距為1000mm。

最后，為進(jìn)一步提高支護(hù)強(qiáng)度，防治巷道圍巖表面風(fēng)化，進(jìn)行混凝土噴射，噴射混凝土標(biāo)號大于C20，分兩次噴射，每次噴射混凝土厚度50mm，總計(jì)100mm，并滯后錨桿支護(hù)200m再進(jìn)行噴射。

4 聯(lián)合支護(hù)方案數(shù)值模擬分析

為分析聯(lián)合支護(hù)方案對大斷面復(fù)合頂板結(jié)構(gòu)巷道圍巖的控制效果，運(yùn)用模擬軟件FLAC3D對支護(hù)方案進(jìn)行模擬(圖5)。

圖5 聯(lián)合支護(hù)方案數(shù)值模擬效果圖

頂?shù)装遄畲笙鄬σ平?46.32mm，其中頂板最大下沉量128.56mm，兩幫最大移近量128.73mm，表明該支護(hù)方案能夠有效控制大斷面復(fù)合頂板煤巷圍巖變形。

5 工程效果分析

采用十字布點(diǎn)法安設(shè)表面位移監(jiān)測斷面，用于監(jiān)測巷道表面位移，同時(shí)采用LBY-3型頂板離層指示儀監(jiān)測頂板巖層錨固范圍內(nèi)外位移值。巷道變形在80天后基本趨于平穩(wěn)，頂板下沉量為123mm，兩幫移近量為106mm，底臌量為32mm，頂板離層指示儀均指示頂板離層松動(dòng)值較小，處于穩(wěn)定狀態(tài)。以上觀測數(shù)據(jù)分析表明，巷道實(shí)施聯(lián)合支護(hù)方案后，巷道圍巖強(qiáng)度得到了很大程度的改善，其自身的承載能力得到了提高，巷道的變形得到了有效控制，確保了輔助運(yùn)輸大巷的安全高效使用。

6 結(jié)論

1)增大錨桿(索)長度一方面能夠增加錨固層厚度，降低巷道頂板三鉸拱所受水平推力；另一方面能夠改善頂板軟弱夾層與錨桿(索)錨固區(qū)相對位置，使巷道處于不易垮冒狀態(tài)。

2)高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)綜合承載性能強(qiáng)，能夠改善錨固區(qū)應(yīng)力狀態(tài)，高剛度護(hù)表支護(hù)材料能夠提高支護(hù)系統(tǒng)剛度。

3)“高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿(索)+金屬網(wǎng)+噴射混凝土”聯(lián)合支護(hù)方案，即以高強(qiáng)錨桿(索)為基礎(chǔ)，以高預(yù)應(yīng)力為核心，以高系統(tǒng)剛度為關(guān)鍵，提高了巷道頂部圍巖自身承載能力，有效的控制了巷道圍巖變形，支護(hù)效果顯著，一定程度上解決了此類煤層巷道支護(hù)難題。

[1] 康紅普,王金華,林建.煤礦巷道錨桿支護(hù)應(yīng)用實(shí)例分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào)，2010，29(4)：650-662.

[2] 康紅普,王金華,林建.煤礦巷道支護(hù)技術(shù)的研究與應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報(bào)，2010，35(11)：1809-1816.

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[5] 張農(nóng)，李桂臣，闞甲廣.煤巷頂板軟弱夾層層位對錨桿支護(hù)結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性影響[J].巖土力學(xué)，2011，32(9)：2753-2758.

Roadway support technique with large section and composite roof in thick coal seam

YUAN Sheng-jun1，LI Er-peng2,ZHENG Yang3，GONG Shuang2，WANG Jin-guang2，LI Shi-jun2

(1.Coal School，Shanxi Datong University，Datong 037003，China；2.School of Resource and Safety Engineering，China University of Mining and Technology(Beijing)，Beijing 100083,China；3.Mining Department，Ordos Vocational College，Ordos 017000,China)

In order to solve the support problems of the auxiliary haulage roadway，such as large deformation and frequent rework，we revealed the roadway stability influence factors that are anchored thickness，relative positional relation of weak interlayer and anchorage area and anchor cable pre-stress by means of the mechanical stability analysis of deformation mechanism in the composite structure above roof.Furthermore，we researched the control effect with different parameters aided by FLAC3D.In addition，combined with field production and geological conditions，we finally proposed the collaborative support program consists of high strength and high pre-stressed anchor (cable)，metal mesh，W steel trips and concrete injection.The field practice shows that deformation amount of roof，floor and two sides in roadway obviously decreased，which indicates the effective control of the roadway surrounding rock deformation.

large section；composite structure；anchored layer thickness；weak interlayer；high strength and high pre-stress anchor

2014-03-20

袁勝軍(1979-)，男，山西大同人，碩士，現(xiàn)在山西大同大學(xué)任教，從事礦山安全相關(guān)領(lǐng)域研究。

李二鵬(1990-)，男，河南駐馬店人，碩士研究生,從事礦山壓力與巖層控制研究。E-mail:929590485@qq.com。

TD353

A

1004-4051(2015)02-0106-04