大断面复合顶板巷道围岩控制技术研究

常月章

(霍州煤电集团 三交河煤矿，山西 洪洞 041600)

1 工程概况

某矿7801工作面主采3#煤层，煤层均厚为5.45 m，平均倾角为10°，煤层直接顶为砂质泥岩，均厚5.67 m；基本顶为中细粒长砂岩，均厚5.06 m；直接底为泥岩，均厚3.8 m，基本底为砂质泥岩，均厚3.46 m，7801工作面顶底板岩层特征见图1. 7801工作面运输巷与回风巷断面尺寸为5 m×3.5 m，开切眼的断面尺寸为8 m×3.2 m，切眼埋深800 m.在7801工作面开切眼形成后，由于顶板为弱化复合型顶板，切眼在小构造、顶板砂岩水等因素的影响下原有的锚网索支护不能有效地控制巷道围岩稳定；巷道出现变形严重，顶板离层的现象，在构造应力较大的区域，巷道顶板下沉量达到40 cm以上，顶板破坏较严重，钢带出现扭曲变形等现象，需采取有效支护手段控制巷道围岩的变形。

2 大断面复合顶板巷道失稳机理

7801工作面切眼为矩形巷道，故此处主要对矩形巷道的失稳机理进行分析。矩形巷道的失稳机理可分为3类，分别为：压力拱理论下巷道的失稳、水平构造应力作用造成的巷道失稳和大断面复合顶板巷道遇水失稳。

1) 压力拱理论下巷道失稳分析。

巷道开挖会导致围岩应力重新分布，另外开挖后巷道顶板一般会受到拉应力作用，在拉应力大于岩石的抗拉强度时，致使顶板岩层出现变形破坏，顶部岩石会逐渐塌落，当顶板岩层塌落到一定程度后，顶板岩层会形成一个近似拱形的平衡结构，整个自然平衡拱称之为塌落拱[1-2]. 根据普式理论，考虑到岩石受到侧压影响，对巷道顶板岩体建立具体的力学模型，见图2.

根据图2能够得出：

(1)

式中：

b1—塌落拱拱高，m；

l—塌落拱短轴线与巷道底板间的长度，m；

a2—塌落拱短轴半轴长度，m；

a—矩形巷道宽度的一半，m；

b—塌落拱长轴半轴长度，m；

λ—侧压系数；

θ—塌落角，(°).

根据极限平衡理论能够得出，式(1)中b1表达式即为塌落拱拱高的计算公式。在考虑侧压对岩石的影响时，计算得出的拱高比普式理论计算出的拱高大。根据式(1)能够看出，塌落拱的高度会随着巷道跨度的增大而增大，此时需对巷道采取强度较大的支护手段，当对巷道采取的支护手段所能提供的强度不足时，巷道便可能出现失稳。

图1 7801工作面顶底板综合柱状图

图2 塌落拱力学模型图

2) 水平构造应力造成的巷道失稳分析。

水平构造应力即为水平方向的构造应力，巷道顶板受到的剪切拉伸作用会随着水平构造应力的增大而逐渐增大，从而会进一步致使顶板卸荷压力拱拱高的增大，支护结构所能提供的强度小于卸荷压力拱下岩体的重量，从而导致顶板变形量大、锚杆失效等情况，进一步致使巷道顶板失稳[3].

水平应力作用下巷道顶板的失稳形式主要为2种，分别为：a) 顶板岩层滑动。顶板岩层所受到的垂直应力会随着水平构造应力的增大而逐渐减小，并且垂直应力存在减小到零的情况，故随着水平构造应力的增大会使得顶板岩层出现滑移离层[4]. b) 顶板岩层剪切破断。在水平构造应力逐渐增大时，巷道围岩所受到的垂直应力会相应的减小，进而会导致巷道所受到的围岩应力大于顶板岩层强度，出现剪切破坏。

3) 大断面复合顶板巷道遇水失稳分析。

7801工作面的地质情况与相邻7605工作面的地质情况基本一致，根据相邻7605工作面的地质资料对7801工作面巷道破坏机理进行推断分析。7605工作面开切眼顶板岩层砂岩含有大量水，顶板属于复合顶板，断面为矩形，尺寸为7 m×3.2 m，采用锚网索的支护形式。2009年该切眼在距掘进头20 m的位置处顶板出现大面积垮落，通过现场观察结合理论分析得出，切眼顶板在小构造应力作用下，局部岩层较松散破碎，另外由于切眼的跨度大、锚杆(索)支护方式不合理，使得顶板在高拉应力作用下，出现大变形离层现象，此时顶板的下沉量与锚索的变形会出现不匹配的情况，致使整个锚固结构失稳；另一方面，由于砂岩层中的水灰沿着锚索孔出现下泄，导致锚索的锚固力降低，锚索脱落，且水会降低锚固范围内围岩的强度，使得顶板下沉量急剧增大，致使切眼在围岩压力作用下大面积垮落。

3 围岩控制技术与方法

3.1 支护设计方案

对大断面复合顶板巷道进行支护时不能简单的采用传统支护理论进行分析，需通过合适的手段进行减跨。本次支护通过单体支护的方法将原本大跨度的切眼划分为两个小跨度巷道后再进行合理有效的支护，划分后两巷道的跨度分别为：4.5 m和3.5 m.在巷道围岩正常段采用加长锚索进行支护，对于顶板破碎的特殊段或受水影响的顶板区域采用全长锚固方式进行支护，对于锚杆(索)的具体支护参数，根据围岩条件具体确定。

1) 锚杆(索)的长度。

根据锚杆长度经验公式：

Lmg=kwy(1.5+Bhd/10)

(2)

式中,kwy为围岩影响系数，一般取0.9～1.2，根据地质资料知切眼顶板为不稳定顶板，取kwy=1.2；Bhd为巷道断面的跨度，m.对于两个小断面巷道，当Bhd=4.5 m时，由式(2)能够计算出锚杆长度Lmg=2.34，跨度Bhd=3.5 m的巷道，Lmg=2.22 m，故最终确定锚杆长度为2.4 m.

根据压力拱理论确定锚索长度，依据式(1)，2a=8 m，2b=3.2 m，顶板岩层φ=π/6，λ=1.3，计算得出塌落拱高b1=4.36 m，在合理考虑锚索的锚固长度及外露长度后，确定锚索长度为7.3 m.

2) 锚杆(索)间排距。

新奥法理论对松软破碎围岩的支护，提出锚杆间排距宜为0.8～1.0 m，对于不稳定围岩，支护经验间排距为0.6～1.0 m，基于此并结合7801工作面切眼的具体情况，确定锚杆间排距为1 000 mm×900 mm，锚索间排距为2 000 mm×1 800 mm.

3) 锚杆(索)直径与预紧力。

根据锚杆直径的经验公式，Dmzj=Lmg/110=21.3 mm，并结合该矿常用的左旋纵筋螺纹钢锚杆直径，确定锚杆(索)直径为22 mm.

根据以往研究结果和现场经验可知，锚杆的预紧力一般选择为杆体屈服载荷的30%～50%，确定锚杆预紧力为60 kN，锚索预紧力为250 kN.

4) 组合构件参数。

采用W型钢带进行护帮，参数为长2 400 mm×宽280 mm×厚4 mm；采用金属网护帮，网片规格为2 600 mm×1 000 mm.

顶板锚杆采用加长锚固方式，锚索采用两端锚固方式，锚杆(索)间排距如上所述，每两排打设4根锚索，9根锚杆；内侧帮及外侧帮锚杆均采用加长锚固方式，每排布置4根锚杆，锚杆间排距如上。具体锚杆支护断面图见图3.

图3 支护断面图

3.2 支护效果分析

在支护方案实施后，通过“十字布点法”对巷道表面位移情况持续监测55天，具体巷道表面监测点布置见图4. 根据监测所得数据，得出巷道表面位移，见图5.

图4 巷道断面监测点布置图

由图5可知，顶板下沉量及两帮位移量随时间逐渐增加，在35天后逐渐趋于稳定，先掘的小跨度断面顶底板及两帮移近量均比后掘面大跨度断面大，两个不同跨度的巷道顶板下沉量最大为41 mm，两帮移近量最大为25.1 mm，底鼓量最大为14.5 mm，底板鼓起速率小于0.26 mm/d，顶板下沉量小于0.75 mm/d.故综合上述数据可知，在采用支护方案后，双拱切眼围岩变形小，支护效果较好，且围岩稳定。

图5 巷道围岩断面位移—时间关系曲线图

4 结 论

结合大断面复合顶板巷道失稳机理与7801工作面切眼的地质条件和经验公式，提出使用单体支护的方法对7801切眼进行减跨，并对减跨后的巷道支护方案进行设计。根据矿压观测结果可知，顶板下沉量最大为41 mm，两帮移近量最大为25.1 mm.支护方案实施后，有效地解决了7801切眼巷道变形量大及顶板离层的问题，保障了巷道围岩的稳定性。