破碎顶板松软煤层巷道破坏机理及高预应力支护技术研究

李宏星，丁国利，张小强，刘跃东

（1. 山西兴新安全生产技术服务中心，山西 太原 030031；2. 太原理工大学矿业工程学院，山西 太原 030024）

引言

破碎软岩是指节理、裂隙岩体因地下开挖后引起高应力区(支承压力)，并产生大流变或膨胀等时效变形，且常规支护困难的围岩[1]。 由于软岩成因与变形力学机制复杂，破碎软岩巷道形变量大、受采动及地压影响明显使得支护复杂、投资大，安全生产却得不到有效保障。

易东煤矿受以往生产技术条件限制，回采巷道一直以传统的棚式支护为主要支护手段。实践表明，采用棚式支护存在工人劳动强度大、巷道围岩变形量大、维护费用高等问题[2]。 矿井兼并重组后，应用煤矿综合机械化采煤，必须针对2号煤层赋存条件，开展破碎顶板松软煤帮条件下的巷道锚杆支护技术的研究，从而实现巷道科学支护、快速掘进、降低支护成本、提高经济效益的目的。

1 工程地质条件

易东煤矿主采2号煤层，平均厚度2.32 m，煤质较软，平均倾角7°，埋深220~300 m。4号煤层煤样采用掏撬法从工作面煤壁直接选取，顶、底板岩层岩样采用钻孔取芯法选取，得知煤层顶板下部为1.2 m的灰色泥岩，中部为0.8 m的砂岩，上部为1 m厚泥岩的破碎顶板。

2 破碎顶板松软煤层支护理论

2.1 破碎顶板支护理论

对应于围岩强度弱化和分阶段的破坏，巷道围岩进行不同阶段的加强支护：

1）巷道开挖掘进初期，及时封闭控制围岩，且对其补偿径向阻力。

2）成巷后初期围岩破坏和变形明显，围岩应力调整致使巷道表面围岩破坏，主要变现为剪胀破坏，通过适当支护形式为围岩岩块提供区域范围的剪切阻力，提高围岩剪切强度。

3）围岩破裂圈形成后处于低约束下的破裂状态，围岩的应力和变形都有明显的宏观表现，裂隙发育，承载能力降低。此时需全面加强提高围岩强度，改善力学性能主要从宏观整体方面，促使围岩支护结构的形成使其趋于稳定。

2.2 松软煤层两帮支护理论

巷帮是巷道围岩承载结构中的薄弱部位，最易破坏而丧失支撑能力。复合顶板松软煤层巷道两帮变形对顶板稳定有较大影响，煤帮强烈相对移近、破坏后，大范围的破坏区、塑性区煤体失去了对复合顶板的支撑，扩大顶板宽度、引起两帮煤体破坏区复合顶板离层破坏、顶板岩层承载能力降低、甚至垮落。因而控制两帮煤体变形、破坏是对复合顶板的有效支撑。

3 锚杆支护数值计算分析

3.1 数值计算模型参数的确定

根据易东煤矿2号煤层柱状图，模型顶板取20 m，模型底板取15 m，巷道两帮各20 m。模型四个侧面为水平移动边界，底部为固定边界，模型共划分31 200个单元，34 440个节点。

3.2 数值计算方案的确定

共设置两个模拟方案进行对比：

方案一：锚杆支护，顶板6根锚杆，间距0.9 m，直径为20 mm，长度2.4 m；3根锚索，锚索长度6.3 m，间距1.8 m，排距2.7 m，边锚索向外倾斜20°；两帮各布置4根锚杆，间距1.2 m，直径为20 mm，长度2.0 m。

方案二：锚杆支护，顶板5根锚杆，间距1.0 m，直径为20 mm，长度2.4 m，每两排锚杆打2根锚索，锚索长度6.3 m，间距1.8 m，排距2.7 m，锚索垂直顶板布置；两帮各布置4根锚杆，间距1.2 m，直径φ20 mm，长度2.0 m。

3.3 数值计算结果分析

1）围岩屈服破坏分析

巷道分别采用方案一和方案二进行支护时，围岩屈服破坏分布如图1所示。

图1 不同支护方案下巷道围岩塑性区分布

由方案一的屈服破坏图显示，轨道上山围岩破坏范围基本呈对称分布，位于2号煤层中的直墙部位出现深度为1.2 m的破坏，由于巷道顶板坚硬完整，所以巷道顶板中部未发生破坏，底板破坏深度为0.4 m；采用支护方案二时，轨道上山位于2号煤中的直墙部位出现深度为1.6 m的破坏，破坏范围较方案一相同，但巷道两顶角发生明显的剪切破坏，道顶板中部未发生破坏，底板破坏深度为0.8 m；所以选用方案一。

2）围岩垂直应力分析

巷道分别采用方案一和方案二进行支护时，围岩垂直应力分布如图2所示。

图2 不同支护方案下巷道垂直应力分布图

从图中可以看出，顶锚杆锚固范围内及巷道底板中部 垂直应力较小，其值为原岩应力15 MPa的50%~80%，为应 力降低区；两帮垂直应力基本呈对称分布，巷帮两侧和底 角为应力增高区。采用方案一时，巷道垂直应力的峰值为23.6 MPa，为原岩应力15 MPa的1.57倍；采用支护方案二 时，巷道垂直应力的峰值为23.0 MPa，为原岩应力15 MPa的1.53倍，应力集中范围大；加上锚杆后应力峰值增大的主要 原因是锚固区内应力集中系数增大。从垂直应力的分布结果 来看，采用方案一时，巷道更加稳定。

3）围岩位移分析

巷道分别采用方案一和方案二进行支护时，围岩位移分 布如图3所示。

图3 不同支护方案下巷道水平位移分布图

图4 不同方案下巷道垂直位移分布图

从图中可以看出，采用方案一时，巷道顶板最大移近量位于巷道顶板中心为21.7 mm，离层量超过10 mm区域面积较小，底板最大移近量为10.35 mm。巷道两帮的移近量呈对称分布，两帮最大移近量位于直墙顶部，两帮最大移近量为50.3 mm；采取支护方案二时，巷道顶板最大移近量位于巷道顶板中心为24.7 mm，离层量超过10 mm区域面积最大，底板最大移近量为10.6 mm。巷道两帮的移近量呈对称分布，两帮最大移近量位于直墙顶部，两帮最大移近量为83.3 mm，数据表明，方案一巷道围岩稳定性较好。综合以上分析，确定方案一为最优支护方案。

4 支护方案及参数设计

顶锚杆采用杆体为Φ20 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2 400 mm，杆尾螺纹M24 mm，锚杆间排距为900 mm×900 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮250 mm，安设角度与垂线成20°，其余锚杆与顶板垂直。锚索采用Φ18.6 mm的预应力钢绞线，长度为6 300 mm，树脂加长锚固，锚固长度为1.5 m。锚索间距为1 800 mm，锚索排距为2 700 mm。帮锚杆采用杆体为Φ20 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，长度为2 400 mm，杆尾螺纹为M24 mm，每帮每排4根，间排距为1 200 mm×900 mm，靠近顶板的帮锚杆距顶板450 mm，锚杆角度与巷帮垂直。W钢带选用BHW-280-2.50。

5 巷道矿压监测数据分析

为验证采用高性能预应力支护技术体系支护后效果，在采区巷道每隔50米依次布置监测点，采用“十字布点法”监测巷道表面的两帮移近量。采用五个点的顶板离层监测仪监测顶板下沉量。工作面回采后，在动压影响下巷道顶板离层量、表面位移监测结果如图5-6所示。

图5 采区巷道顶板离层监测曲线

图6 采区巷道表面位移观测曲线

巷道表面位移观测结果，顶板下沉量为44 mm，两帮移近量为117 mm，顶板和煤体巷帮位移位移在距工作面50 m后趋于稳定，总体来看巷道支护状况良好。

顶板离层监测结果，锚固区离层值为32 mm，顶板7 m范围内离层值为30 mm，顶板离层量不大。

6 结语

1）易东煤矿采区巷道顶板因各分层强度及刚度不同、分层之间黏聚力小，十分破碎。易离层、冒落，难以形成共同承载体。巷道由上到下逐层离层-破坏-冒顶，导致巷道顶板失去自承能力，导致两帮支撑力加大，最终引起片帮，巷道完全失稳。

2）加强巷道顶板的支护强度，引起支承压力向巷帮转移，说明加强两帮支护强度能够有效阻止应力峰值向巷帮深处转移，进而提高两帮围岩锚固体强度。

3）巷道顶板采用高强度预拉力锚杆、两帮采用小孔径树脂加长锚固技术，并配合小孔径预拉力锚索补强支护及钢筋托梁组合支护技术后，巷道变形得到控制，支护效果良好。

[1] 朱建明,任天贵,明士祥,等.软破岩的定义、分类及其支护策略[J].矿业研究与开发,1997,17(2):9-12.

[2] 陈炎光,钱鸣高.中国煤矿采场围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.