尹愛新

（山西省潞安集團潞寧煤業(yè)有限責任公司，山西 忻州 036700）

礦山巷道安全事故中，由于頂板原因造成的事故占1/2[1]。地質(zhì)構(gòu)造作用、巖體強度低及巖體內(nèi)部節(jié)理裂隙發(fā)育等，易造成頂板松軟破碎，該條件下較差的圍巖整體性和自穩(wěn)能力，漏垮型局部冒頂事故頻發(fā)。朱浮聲，鄭雨天等[2]通過理論分析和理論計算等方法，根據(jù)錨桿桁架的支護機理，推導出錨桿桁架的理論計算公式，為錨桿桁架支護研究奠定理論基礎(chǔ)；呂慶剛[3]通過ANSYS對不同錨桿桁架進行校核，確定最優(yōu)支護參數(shù)，并取得良好的現(xiàn)場應用效果，具有研究借鑒價值；劉玉德，李兵等[4]針對百善煤礦巷道支護維修困難等問題，研發(fā)出“三段鉸接矩形”式桁架，改善了巷道控制效果。本文結(jié)合理論分析計算和數(shù)值模擬等方法，對潞寧煤礦松軟破碎頂板巷道的錨桿桁架聯(lián)合支護技術(shù)展開研究。

1 工程背景

潞寧煤業(yè)公司煤礦井田地質(zhì)條件中等，可采煤層為2#、3#煤層。22115運輸順槽位于2#煤層二二采區(qū)22115工作面，與22113工作面回風順槽相距10m，22113工作面即將回采完成，22115工作面及巷道待采掘。22113和22115工作面埋深均為500m，煤層均厚3.8m，煤層結(jié)構(gòu)穩(wěn)定，無夾矸。直接頂下部為3～6m的泥巖和砂質(zhì)泥巖，上部為7～9m的粉砂巖，基本頂為6～10m的細砂巖，直接底為4～19m的砂質(zhì)泥巖，基本底為2～3.5m細砂巖。22113回風順槽和22115運輸順槽頂板巖體3～6m為泥巖或泥質(zhì)砂巖，穩(wěn)定性差，強度較低，空氣潮濕條件下巖體易產(chǎn)生泥化、崩解現(xiàn)象，頂板軟巖易破碎。為避免局部漏頂事故的產(chǎn)生，妥善控制巷道頂板，潞寧煤業(yè)采用工字鋼梁架棚式支護形式，對22113回風順槽破碎頂板進行二次支護，提高了巷道的穩(wěn)定性。但工字鋼梁架棚式支護耗時耗力，易造成鋼梁壓死、無法回收等問題，巷道支護成本提高，生產(chǎn)效率下降。為避免相似工程背景條件下的22115運輸順槽掘進及工作面回采過程中頂板出現(xiàn)破碎漏頂事故，對22115運輸順槽破碎頂板的穩(wěn)定性控制技術(shù)研究極其關(guān)鍵。

2 錨桿—桁架聯(lián)合支護分析

破碎頂板有效管理的關(guān)鍵在于對薄弱環(huán)節(jié)或易產(chǎn)生構(gòu)造處采取針對性加固措施、加強支護，減小采動過程中巷道頂板塑性破壞范圍。頂板錨桿—桁架組合式支護，對于松軟破碎頂板條件下圍巖變形較大、傳統(tǒng)支護困難的巷道控制具有一定的適用性。

2.1 錨桿桁架支護結(jié)構(gòu)

錨桿—桁架聯(lián)合支護系統(tǒng)由五個主要構(gòu)件組成，分別為托盤、水平拉桿、墊板、拉緊螺栓、錨桿，結(jié)構(gòu)如圖1所示。

圖1 巷道錨桿桁架結(jié)構(gòu)圖

2.2 錨桿桁架支護原理

由圖1可知，錨桿桁架聯(lián)合支護系統(tǒng)，通過水平拉桿的預緊作用產(chǎn)生主動支護作用，支護機理：

（1）改善頂板應力狀態(tài)。由于頂板桁架的主動作用，可以減小頂板中部危險區(qū)的拉應力，使頂板梁中性軸下移。

（2）松軟破碎頂板條件下的巷道掘進過程中，頂板的破壞和變形規(guī)律符合“巖梁”理論，此時由于頂板裂隙梁形成的類似拱狀結(jié)構(gòu)，直接決定了巷道的穩(wěn)定性程度。該條件下錨桿支護應考慮摩擦作用和組合梁作用。對于圖2裂隙頂板，桁架提供的水平壓力T顯然增大了沿巷道軸向的一組裂隙的摩擦系數(shù)，增高了裂隙梁的“完整性”，有利于頂板梁的成拱作用。

圖2 桁架支護頂板裂隙梁作用

（3）提高頂板裂隙梁抗剪能力。根據(jù)巖梁成拱原理，當巖梁自重和原巖應力引起的拱座處水平推力不足以組織剪切滑動力時，頂板將發(fā)生整體剪切滑動，錨桿—桁架構(gòu)成的聯(lián)合支護系統(tǒng)中，在拉緊螺栓處水平拉桿預緊力疊加，促使頂板裂隙或破碎區(qū)域處摩擦力的增加，直接增大了松軟破碎頂板裂隙梁的抗剪強度，實現(xiàn)頂板的有效控制。

3 錨桿—桁架支護效果模擬

基于頂板錨桿桁架聯(lián)合支護理論對潞寧煤礦的22115運輸順槽進行支護優(yōu)化設計。22115運輸順槽寬4.3m，高3.6m，較原支護方案，采用錨桿—桁架聯(lián)合支護，巷道頂板角錨桿傾斜30°布置。支護優(yōu)化圖如圖3。

圖3 22115運輸順槽支護優(yōu)化圖

為了研究頂錨桿桁架結(jié)構(gòu)對于巷道的控制效果，采用FLAC3D有限差分數(shù)值模擬軟件對采用桁架前后的巷道控制效果進行反演模擬。

（1）建立模型

根據(jù)礦井地質(zhì)條件及工程背景，建立數(shù)值模擬模型，模型長40m，高40m，寬50m，對模型四周及底部位移限制。為清晰反應巷道附近應力變化，網(wǎng)絡采用放射狀網(wǎng)格布置，研究巷道區(qū)域局部加密網(wǎng)格。模型頂部施加垂直應力10MPa，四周施加水平應力10MPa，模擬巷道地應力場分布，應力梯度采用FLAC默認遞增梯度。錨桿、錨索采用結(jié)構(gòu)單元中的cable結(jié)構(gòu)單元模擬，桁架采用beam結(jié)構(gòu)單元模擬，中部鉸接。模型屈服準則采用莫爾—庫侖本構(gòu)關(guān)系，對巷道及附近巖層單獨分組賦值，地層賦值參數(shù)參考相關(guān)資料[5]。

（2）模擬結(jié)果分析

為對比方案優(yōu)化前后巷道控制效果差異，對方案優(yōu)化前后的巷道控制效果反演結(jié)果進行對比分析。采用不同支護方案的巷道塑性區(qū)如圖4所示，巷道位移云圖如圖5所示。

圖4 不同支護方案下巷道塑性區(qū)圖

由圖4可知，原支護方案巷道塑性區(qū)破壞主要為剪切破壞，頂板塑性區(qū)最大破壞范圍為1.83m，兩幫塑性區(qū)最大破壞范圍為1.5m左右。采用優(yōu)化支護方案后，巷道頂板塑性區(qū)最大破壞范圍為1.18m，破壞范圍下降38.3%；兩幫塑性區(qū)破壞范圍為1.5m左右，基本不變。

圖5 不同支護方案下巷道位移云圖

由圖5可知，原支護方案巷道兩幫相對位移量231.12mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰?33.42mm；優(yōu)化后巷道兩幫相對位移量77.27mm，頂?shù)装逑鄬ξ灰?2.91mm。支護方案優(yōu)化后，巷道控制效果良好，兩幫相對位移量下降66.57%，頂?shù)装逑鄬ξ灰屏肯陆?7.84%。數(shù)值模擬反演結(jié)果表明，優(yōu)化后支護方案對于松軟破碎頂板具有一定的適用性，有利于巷道穩(wěn)定性的提高。

4 工程應用

為解決松軟破碎頂板巷道控制效果差的問題，將頂板錨桿—桁架聯(lián)合支護系統(tǒng)引入潞寧煤礦22115工作面運輸順槽。自采用該支護優(yōu)化方案以來，巷道位移得到了有效控制，掘進期間，頂板完整，迄今為止，巷道未出現(xiàn)明顯變形。為進一步檢驗巷道的穩(wěn)定性，對支護優(yōu)化方案進行評價，對22115運輸順槽掘進期間巷道的表面位移進行了現(xiàn)場監(jiān)測。在巷道的中部400～600m區(qū)段布置測站，測站每40m一個，共布置5個測站，每個測站2個測點，采用十字法，掘進初期，每日一次，掘進后期，一周兩次，對巷道表面位移進行監(jiān)測。選取5個測站的監(jiān)測數(shù)據(jù)平均值，對數(shù)據(jù)進行分析，監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖6所示。

圖6 巷道表面位移圖

由圖6可知，巷道掘進初期（6d內(nèi)），巷道頂板和兩幫相對位移量迅速增加至59.8mm和38mm，6d后巷道位移速度逐漸下降，巷道掘進34d時，巷道頂板和兩幫相對位移速度由11.75mm/d和6.5mm/d降至0.1mm/d和0mm/d。此時巷道遠離掘進工作面，基本不受采動影響，巷道位移量相對較小。80d時，巷道頂板和兩幫相對位移為99.2mm和80mm，巷道斷面收縮率為4.59%，說明掘進期間采用優(yōu)化方案后的巷道控制效果較優(yōu)。

5 結(jié)論

（1）數(shù)值模擬結(jié)果表明，采用錨桿—桁架聯(lián)合支護技術(shù)有利于巷道穩(wěn)定性控制的實現(xiàn)和頂板的管理。

（2）現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果表明，巷道采用優(yōu)化支護方案后，斷面收縮率僅為4.59%，符合穩(wěn)定性巷道標準。

（3）此次研究不僅解決了潞寧煤業(yè)松軟破碎頂板的巷道支護問題，也為類似工程地質(zhì)條件下的巷道支護提供參考和借鑒，錨桿—桁架聯(lián)合支護技術(shù)具有應用和推廣價值。