郑沟湾1107工作面复合顶板巷道支护研究

苏迎江 范宗乾

摘 要：郑沟湾矿1107工作面为典型复合顶板巷道，在工作面巷道掘进及开采过程中面临顶板极易离层、冒落，两帮移近、片帮及整体下沉，传统支护方式难以维稳等问题，本文分析了郑沟湾矿1107工作面复合顶板变形破坏的主要原因，研究锚杆支护设计，计算了适应于工作面的巷道支护参数、预紧力等，有效减少了巷道围岩变形，为巷道围岩的稳定提供了技术支持与保障。

关键词：复合顶板 变形破坏 锚杆支护 预紧力

中图分类号：TD325 文献标识码：A 文章编号：1672-3791（2014）02（a）-0143-02

1 工作面概况

1107工作面位于11采区运输上山西侧，北部为1109工作面采空区，南部为未采煤体。1107工作面为1106工作面的接替面，其煤层柱状图如图1所示。

2 复合顶板分析

2.1 面临问题

经实际勘测及地质情况分析1107工作面巷道围岩差异性大，为非均质层状赋存[1]是典型复合顶板构造，开采过程中面临以下问题。

（1）顶板极易离层、冒落，难以形成承载结构。

（2）强烈的两帮移近、片帮及整体下沉。

（3）传统支护方式，如工字钢支架、U型钢可缩支架支护较长时间内难以趋于稳定，变形量大。

2.2 复合顶板破坏原因分析

（1）伪顶厚度较大（1.2～1.9 m），顶板弱、夹层硬，受采矿活动所引起的应力集中和应力重分布的影响，发生屈曲破坏[2]。

（2）复合顶板各岩层的节理裂隙发育[3]，造成顶板自承能力降低。

（3）锚杆的主动支护作用较差，采用木托盘，锚杆没有达到规定的预紧力。

（4）复合顶板的初期离层量和变形量较大，顶板的稳定性持续恶化，且各岩层间黏结力较弱甚至无黏结力[4]，顶板迅速离层、下沉，并逐步向顶板深部扩展[5]，最终导致复合顶板的大变形以至破坏。

3 支护设计

针对1107工作面复合顶板巷道变形破坏原因设计锚杆支护参数：

（1）巷道锚杆支护参数计算锚杆长度计算。

L=L1+L2+L3

式中：

L1为锚杆外露长度，取0.1 m；

L2为锚杆有效长度，取1.1 m；

L3为锚固段长度，取0.5 m；

计算得L==1.7 m。

锚杆直径确定：

式中：a为锚杆杆体直径；

Q为锚杆设计锚固力，取75kN；

Qt为杆体材料抗拉强度，取375 MPA：

计算得a=15.89 mm，即锚杆直径取16 mm。

锚杆间、排距确定：

a为锚杆排、间距；

K为锚杆安全系数，K=1.7；

Y为岩石容重，Y=22.45 kN/m3；

L2为锚杆有效长度，L2=1.2～1.9 m；

Q为锚杆设计锚固力，Q=75 kN；

（2）预紧力的计算。

悬吊岩石重量M；

M=a*h*Y

a为锚杆间、排距；

h为（悬吊岩石）伪顶厚度 h=1.2 m～1.9 m；

Y为岩石容重，Y=22.45 kN/m3；

预紧力为悬吊岩石重量的1.2倍。

在锚杆间排距为1 m×1 m时，悬吊岩石重量：

当伪顶厚度为1.2 m时，M=a*h*Y =26.94 kN。

当伪顶厚度为1.9 m时M=a*h*Y= =42.66 kN。

在锚杆间排距为1 m×1 m时，预紧力：

当伪顶厚度为1.2 m时，预紧力F== 32.33 kN，此时预紧力至少要求达到33kN，即3.3 t。

当伪顶厚度为1.9 m时，预紧力F== 51.19 kN，此时预紧力至少要求达到52KN，即5.2 t。

通过以上计算预紧力不得小于5.2 t，扭矩不得小于140 N·m。

4 工程实践

对1107工作面顺槽（回风顺槽、运输顺槽），进行破顶支护，放掉0.8 m的伪顶（不同地段放掉的伪顶厚度根据复合顶板上部第一分界层情况来确定），全锚杆支护。锚杆：φ16×2200 mm，锚杆间距1.0 m，锚杆排距1.0 m，铁托盘：150 mm ×150 mm×8 mm，钢筋网100 mm×100 mm。巷道成巷后，只需加强监测，在围岩变形严重的局部区域，做特殊的联合支护，进行补强加固。顺槽支护布置如图2、图3所示。

5 结论

复合顶板的变形破坏主要是由于支护不力导致顶板初期离层量和下沉量较大，顶板的稳定性恶化，加之复合顶板各岩层节理裂隙发育，风化、遇水膨胀，导致复合顶板破坏。选择合理的锚杆支护参数、预紧力可有效提高复合顶板的强度和刚度，控制复合顶板离层，本文由复合顶板破断原因入手，设计了锚杆支护参数及布置方式，在郑沟湾矿1107工作面的围岩控制中取得了良好的效果。

参考文献

[1] 柏建彪，侯朝炯.复合顶板极软煤层巷道锚杆支护技术研究[J].岩石力学与工程学报，2001（1）.

[2] 宫显斌.复合顶板条件下煤巷锚杆支护技术[J].煤炭科学技术，2000，17（10）：7-9.

[3] 史元伟.采煤工作面围岩控制原理和技术[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.

[4] 侯朝炯，郭励生.煤巷锚杆支护[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999.

[5] 李英明.影响煤巷锚杆支护初锚力的主要技术因素分析[J].煤矿开采，2005，10（4）：45-48.