复合顶板动压巷道变形破坏机理与锚杆支护技术

闫俊红

(霍州煤电集团河津薛虎沟煤业有限责任公司，山西 河津 043302)

0 引言

随着煤炭资源长期以来的高强度开采，煤层赋存条件简单、埋深浅且易于开采的煤炭资源逐渐减少。在遇到煤层赋存条件差的大倾角煤层，安全开采成为煤矿关注的重点。针对煤层倾角大于35°的煤层而言，巷道开挖后，顶板岩层在自重应力及上覆岩层载荷共同作用下，不仅受垂直向下的分力影响，还受沿煤层倾角的分力作用，巷道顶板受力复杂，破坏形式具有一定的独特性[1-4]。此外，煤层倾角对一些复合型顶板巷道影响更为剧烈，由于煤层倾角的存在，导致复合顶板出现岩层间的滑移、错动[5-7]，巷道顶板极易出现离层冒顶现象，造成漏垮型冒顶事故，严重影响煤炭安全生产。

针对上述现象，以薛虎沟煤矿2-105运输顺槽为研究对象，分析了大倾角复合顶板的变形破坏特征，探究大倾角复合顶板的破坏机理，同时根据理论计算的方法，确定合理的巷道支护参数，并进行现场工业性试验。

1 矿井概况

薛虎沟煤矿隶属于霍州煤电集团河津薛虎沟煤业有限责任公司，该矿井田面积4.06 km2，矿井年设计生产能力为90万t/a。本矿井地质构造简单，在井田范围内未发现断层、陷落柱等复杂构造，矿井开拓方式为平硐加斜井式，井下工作面布置方式为条带式。矿井主采煤层共2层，分别为2号和10号煤层。矿井的地质构造复杂，全区以断裂构造为主，部分区域陷落柱较发育。2-105综采工作面水平标高-580 m，位于矿井二盘区，2-105综采工作面南邻采区下山煤柱，北邻工业广场保护煤柱，东接2-108工作面。2-105综采工作面所采煤层为8号煤层，煤层平均厚度约为1.58 m，煤层倾角15°～43°，平均倾角为35°。

2 大倾角复合顶板巷道特征及机理分析

2.1 大倾角复合顶板巷道破坏特征

薛虎沟煤矿2-105运输顺槽断面为直角梯形，巷道开挖后，复合顶板在上覆岩层载荷作用下发生离层弯曲冒落，进而使巷道两帮及底板向巷道空间内挤压凸出变形。2-105运输顺槽围岩变形示意图如图1所示，巷道变形破坏呈现非对称性特征、顶板变形量大于巷帮及底板、巷道底鼓具有区域性变化规律3个特点。

巷道变形呈现非对称性特征：由于开挖巷道存在一定的倾角，且顶板具有复合特性，使复合顶板在受沿煤层倾角的分力作用下发生离层现象，导致巷道顶板整体稳定性下降，出现顶板冒落特征[8-10]。其中靠近巷道上肩角位置处冒落区域较大。此外，巷道两帮及底板受顶板扰动影响发生形变，两帮形变量最大处位于中下部，靠近下帮处底板底鼓量明显。

顶板变形量大于巷帮及底板：根据对2-105运输顺槽成巷围岩位移监测数据显示，远离回采工作面150 m之外，巷道顶板冒顶区域最大冒顶高度为2 150 mm，而巷道两帮及底板最大形变量分别为960 mm、1 640 mm。

巷道底鼓具有区域性变化规律：受工作面采动影响，巷道底鼓剧烈，在超前工作面150 m处巷道底鼓量急剧增加，最大底鼓量可达到近2 420 mm，严重影响巷道正常使用。

2.2 大倾角复合顶板巷道破坏机理分析

顶板离层形成冒落“三角拱”原因：大倾角复合顶板巷道与岩层间的特殊位置关系导致顶板岩层与水平方向存在很大的夹角，故而导致巷道顶板不仅受垂直向下的分力影响，还受沿煤层倾角的分力作用，巷道顶板受力复杂[11-13]。此外，复合顶板岩层厚度较小，岩层间存在弱结构面，不仅导致复合顶板岩层间粘结力较弱，而且裂隙较为发育。当巷道开挖后，顶板大面积裸露，复合顶板岩层受到绕动，岩层间裂隙再度发育，出现离层现象，巷道复合顶板离层示意图如图2所示，易形成冒落“三角拱”。

图2 巷道复合顶板离层示意图

两帮应力集中及底鼓原因：随着顶板进一步破坏，巷道围岩应力逐渐向巷道两帮转移，由于巷道倾角的存在，导致两帮应力集中呈现非对称性特征。故而巷道两帮围岩变形破坏呈现非对称性特征，其中靠近肩角处两帮变形最为严重。巷道顶板及两帮的变形破坏，致使巷道断面围岩整体性降低，底板随之发生底鼓现象。

3 大倾角复合顶板巷道控制技术

3.1 巷道支护参数设计

根据薛虎沟煤矿2-105运输顺槽工况，采用锚杆、锚索进行巷道支护，支护参数(杆体直径、间排距及长度)对于巷道稳定性具有很大影响，故采用理论计算方法进行参数计算。

锚杆长度计算：①巷道顶板锚杆长度为La，其理论长度如式(1)所示

La=L1+L2+L3

(1)

式中：L1—锚杆外露端长度，取0.1 m；L2—锚杆有效作用长度，其值取1.8 m；L3—锚入稳定岩层的锚杆长度，取0.4 m。顶板锚杆理论计算结果2.3 m，考虑到锚杆选型方便，最终确定La=2.4 m。

②巷道帮部锚杆长度为Lb，其理论长度如式(2)所示

Lb=L1′+L2′+L3′

(2)

式中：L1′—巷帮两侧承载区宽度，取1.8 m；L2′—锚杆外露端长度，取0.1 m；L3′—锚入稳定岩层的锚杆长度，取0.5 m。经过计算确定，顶板锚杆与帮部锚杆长度相同，即La=Lb=2.4 m。

锚杆间排距计算：①锚杆间距为D1，其理论长度如式(3)所示

(3)

式中：K—锚固方式系数，取1.1；I—锚固区围岩完整性系数，根据围岩破坏程度取0.8；f—围岩普氏系数，取2。锚杆间距理论计算结果约为0.84 m，考虑到现场施工，最终确定D1=0.8 m。

②锚杆排距为D2，其理论长度如式(4)所示

(4)

经过计算确定，锚杆排距约为D2=0.9 m。

锚杆直径计算：锚杆直径为D，其理论直径如式(5)所示

(5)

式中：Q—锚杆锚固力，取80 kN；σt—锚杆抗拉强度，经验取值250 MPa。经过计算确定，锚杆直径约为D=20 mm。

锚索长度计算：锚索长度为Lc，其理论直径如式(6)所示

Lc=La′+Lb′+Lc′+Ld′

(6)

式中：La′—锚索深入稳定层的锚固长度，取1.9 m；Lb′—悬吊不稳定岩层厚度，取3 m；Lc′—上托盘及锚具厚度，取0.2 m；Ld′—需要外露的张拉长度，取0.35 m。锚索长度理论计算结果约为5.45 m，考虑到现场巷道复合顶板易离层冒落，最终确定Lc=6.3 m。此外根据2-105运输顺槽地质工况，确定锚索间排距为1 500 mm×900 mm。

3.2 支护材料选型与设计

根据确定的巷道支护参数，进行支护材料选型及支护设计。

锚杆：锚杆选取型号为GM20/2400-490的高强锚杆。顶板锚杆间排距为900 mm×900 mm，两帮锚杆间排距为800 mm×900 mm。托盘型号为TPM150×150/10，岩层及煤层的锚杆锚固力分别为80 kN和60 kN。

锚索：锚索选取型号为YMS17.8/6.3-1860的高强锚索。间排距为1 500 mm×900 mm。托盘型号为TPM200×200/10，预紧力80～100 kN，锚固力不小于200 kN。

金属网：顶板选取2 500 mm×1 000 mm(长×宽)钢筋网，帮部选取1 900 mm×1 000 mm(长×宽)钢筋网。

支护设计：由巷道变形破坏特征可知，大倾角复合顶板巷道上隅角、下帮及上帮靠近顶板部位易破坏，故应加强支护，2-105运输顺槽巷道支护设计图如图3所示。

图3 2-105运输顺槽巷道支护设计图

3.3 应用试验

围岩位移监测：薛虎沟煤矿对2-105运输顺槽300 m的试验段进行支护，同时对巷道顶底板及两帮进行了为期200 d的位移监测，运输顺槽试验段围岩位移监测数据如图4所示。

图4 2-105运输顺槽试验段围岩位移监测数据

试验分析：由图4可知，在观测期内2-105运输顺槽底板变形量最大，上帮次之，顶板最小。在前50 d之内，巷道顶板、上帮围岩变形较为剧烈，说明巷道围岩应力主要作用于该部位；100～175 d之内，巷道底板和下帮围岩变形速度急剧增加，说明巷道围岩应力发生转移，印证了大倾角巷道围岩受力不均匀特性，围岩呈现非对称性破坏特征。

4 结论

(1)大倾角复合顶板的变形破坏主要是未采取科学合理的巷道支护方式，使巷道顶板初期离层量与顶板下沉量大，巷道失稳；随着顶板岩层的节理裂隙发育，巷道顶板会离层、下沉，并纵深扩展，导致巷道顶板的变形。

(2)复合顶板巷道围岩变形呈现非对称性特征，复合顶板在受沿煤层倾角的分力作用下易发生离层现象，导致巷道顶板整体稳定性下降，进而引起巷道两帮及底板向巷道空间内挤压变形。针对大倾角复合顶板巷道围岩变形特征，依据理论计算方法进行支护参数设计并进行了材料选型，同时进行了工业性试验，试验结果显示巷道围岩得到有效控制。

(3)对矿井地质条件复杂的巷道顶板支护，应充分借助锚杆、锚索联合支护效果提高主动支护效应，采用专业的风动扭矩放大器来提高锚杆的支护预紧力；同时增加锚索的密度，提高锚索的张拉力。

(4)薛虎沟煤矿在2-105运输顺槽的巷道支护过程中通过采用锚杆、锚索联合支护方案，使巷道顶板失稳的问题得到有效解决，大幅增强了巷道的稳定性，有效可降低巷道的维修成本，体现出显著的社会与经济效益。