复合顶板软弱岩层外错式相邻区段巷道联合支护技术研究

刘会景，林 陆，杜 湃，李 航

(1.乌鲁木齐职业大学，新疆 乌鲁木齐 830001； 2.中国矿业大学(北京)能源与矿业学院，北京 100083)

煤巷复合顶板中存在软弱夹层会导致巷道顶板的岩层强度不高、承载能力低、裂隙发育、整体稳定性差等问题。巷道开挖后，顶板应力将重新分布且易发生离层破坏，甚至引发顶板大面积垮落，造成人员伤亡和财产损失。因此，复合顶板软弱岩层沿空巷道顶板支护是目前亟待解决的研究难题，众多学者针对此难题展开了诸多研究。柏建彪等[1]运用注浆及锚杆支护控制技术，增强控制复合顶板极软煤层巷道围岩稳定性，有效控制了围岩变形；何满潮等[2]通过对深部复合顶板回采巷道工程地质条件综合分析和地质力学评估，提出了锚网索耦合支护技术，使锚杆、锚索、网达到最优组合，从而实现支护系统的最佳耦合状态；王金华等[3]研究分析了长度、间距、排距及预应力大小等因素对预应力锚索应力场的影响；王连国等[4]针对高应力复杂煤层沿空巷道支护困难现状，通过锚注联合支护方式，提高了巷道围岩力学性质，有效控制了沿空巷道的大变形；张镇等[5]针对锚杆、锚索联合支护预应力不协调的问题，提出锚杆、锚索应选择合理协调的预应力以增强围岩稳定性；高明仕等[6]针对厚煤层松软复合顶板巷道稳定性问题，提出梯次支护原理，采用锚杆-短锚索-长锚索的支护方式，在巷道顶板形成一定厚度和承载强度的锚固效应的立体支护结构，维护了复合顶板的稳定性；张农等[7]针对结构复杂的软弱夹层顶板提出煤巷围岩预应力控制技术，以多层次联合支护实现支护围岩间的主动和动态相互作用，提高了巷道围岩承载能力，控制了巷道围岩变形；黄庆享等[8]针对松软围岩、三软煤层等软岩巷道，提出底板-两帮-顶板巷道整环支护设计原则；苏学贵等[9]揭示了特厚松软复合顶板锚杆-锚索联合主动支护而形成的拱-梁耦合作用机制，为特厚松软复合顶板巷道支护方法和技术参数提供理论基础；岳帅帅等[10]针对特厚煤层沿空掘巷，采用相似模拟和微震监测确定了合理窄煤柱的宽度为6 m，提出了高强高预应力锚杆索+钢筋混凝土防护墙+窄煤柱注浆的强力联合支护围岩控制对策；王志强等[11-12]基于错层位外错式巷道空间布置结构，提出区段间联合支护技术，上区段沿顶巷道侧帮支护与沿底巷道顶板支护形成联合支护区，提高了巷道围岩的稳定性，有利于巷道顶板控制和维护。

综上所述，我国学者针对复合顶板软弱岩层沿空巷道顶板破坏机理和围岩稳定性控制等方面提出了一系列支护设计方法，取得了优异成果的同时也极大推动了复合顶板巷道支护的研究进展。但目前研究成果大多针对巷道沿煤层底板布置的传统巷道布置形式，基于错层位立体化巷道布置方式的复合顶板软弱岩层沿空巷道顶板支护问题尚未展开系统研究。

本文以某矿605工作面综放沿空掘巷为研究背景，该综放工作面存在顶板岩性差异大、变形量大、变形时间长等难题。由此提出综放错层位外错式沿空掘巷相邻区段间巷道联合支护技术，并对区段间巷道联合支护技术围岩控制机理进行深入研究，采用FLAC3D数值模拟软件对比分析传统巷道布置下顶板支护和错层位巷道布置下相邻区段间巷道联合支护的效果，提出相应的沿空巷道复合顶板控制对策，为相似类型地质条件下沿空巷道布置形式和支护方式提供理论基础和技术参数支持。

1 工程概况

根据某矿工程地质资料，煤层厚度为6.3～7.8 m，平均厚度为6.5 m，顶煤层含2层夹矸，单层夹矸厚度最小为0.14 m，最大为0.27 m，平均倾角为3°，平均埋深325 m。该矿605工作面采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法；工作面走向长度为1 000 m，倾向长度为160 m；工作面巷道沿煤层底板布置且断面均为矩形，煤层直接顶为4 m左右层状的软弱复合岩层。岩性由上至下分别为砂质岩层、中砂岩、粉砂岩、泥岩、灰岩、砂质泥岩、砂泥岩互层，煤层综合地质柱状图如图1所示。

图1 煤层综合地质柱状图Fig.1 Comprehensive geological histogram of coal seam

该矿前期相邻工作面间留设20 m宽煤柱，造成大量煤炭资源损失，为提高工作面回采率，在605工作面采用沿空掘巷技术，沿603工作面采空区留设8 m窄煤柱的沿空巷道。支护参数为巷道顶板锚杆间排距800 mm×800 mm，锚索间排距1 600 mm×1 800 mm。巷道侧帮锚杆间排距为800 mm×800 mm。同排锚杆用M5钢带进行连接，锚索采用11号矿用工字钢连接。

2 复合顶板沿空掘巷外错式相邻区段巷道联合支护技术

基于原巷道布置和支护方案，605工作面在掘进期间，由于沿空巷道顶板为夹矸顶煤和软弱岩层组成的复合层状岩层，巷道无法保持稳定而发生变形，尤其在工作面回采期间，巷道在采动影响下，顶板整体变形而造成大面积下沉，锚杆-索支护结构被严重破坏，原支护效果局部失效，无法维持巷道稳定性。基于上述问题，提出综放错层位外错式沿空掘巷布置形式，如图2所示。该巷道布置方式突破了传统巷道沿底板布置方式的局限性，使沿空巷道和相邻区段间工作面回采巷道分别位于煤层不同高度，一方面，有利于减小上区段顶板软弱岩层厚度；另一方面，由于上区段回风巷道沿煤层顶板布置，存在由煤层底板到回风巷道产生的缓升区(起坡段)。该区域与回风巷道和沿空巷道之间的外错煤体组成异形窄煤柱，改变了传统综放留设的T形煤柱。与之相比，异形窄煤柱底部宽高比显著增加，大大提高了沿空巷道窄煤柱帮的稳定性。

图2 错层位外错式巷道立体示意图Fig.2 3D diagram of external staggered roadway

图3 复合顶板相邻区段间巷道联合支护技术Fig.3 Combined support technology of roadway between adjacent sections of composite roof

根据上区段回风巷道和下区段沿空巷道具有一高、一低、水平错距的立体化空间结构关系，以及实现厚煤层沿空掘巷相邻巷道联合支护方法的发明专利[13]，提出复合顶板软弱岩层相邻区段间巷道联合支护技术，如图3所示。由图3可知，上区段回风巷沿顶板布置，上区段工作面掘巷期间便向下区段沿空巷道异形窄煤柱帮和沿空巷道顶板内打入锚杆(索)，既维护了上区段回风巷侧实体煤帮的稳定性，同时也对沿空巷道顶板和异形窄煤柱帮起预支护作用。沿空巷道煤柱帮中上部区域是挤压变形与破坏的始发区域和重点部位，上区段工作面回采期间向侧帮施加高强、高预应力锚索，可有效限制掘巷和回采期间窄煤柱帮中上部煤体受基本顶回转产生的垂直和非均衡水平应力沿煤体的节理、裂隙和错位滑动，以维护窄煤柱帮顶板和巷道顶板围岩体的稳定。下区段工作面沿空巷道掘进后，在巷道顶板浅部软弱围岩，其顶板支护结构与上区段回风巷侧帮支护结构在横纵方向相互重叠，形成联合锚固区，加强了顶板围岩不同方向节理裂隙的控制能力。

3 相邻区段巷道联合支护技术围岩变形控制机理

错层位外错式相邻区段间巷道联合支护技术可在沿空巷道顶板形成纵横交错的联合锚固区，在单巷支护密度不变的情况下，相当于增加了该区域的支护密度，形成了高强度、高密度的支护区域，其围岩变形控制原理如下所述。

1) 错层位外错式沿空掘巷技术在沿空巷道掘巷前，向沿空巷道顶板煤体内施加高强、高预应力锚杆(索)，起掘前预先支护效果，提高了沿空巷道顶板浅部围岩力学性质。该措施相当于在软弱顶板岩层中铺设了若干层骨架以提高顶板岩层强度和刚度，增强了其软弱顶板抗离层的性能。沿空巷道掘巷后采用高强、高预应力锚网索耦合支护，与掘前预支护区域形成联合锚固区，加强了易离层垮落顶板的支护强度，使围岩应力在联合支护的作用下趋于均衡，最大限度地发挥了支护体系的支撑作用，达到巷道稳定的目的。

2) 巷道顶板煤体在关键块回转引起的支承应力和水平应力作用下破裂而产生裂隙，如图4所示。沿节理面滑动，并对锚索产生作用力P，沿锚索轴向和径向分解为P1和P2；侧帮锚索通过轴向反作用力与径向反作用力来阻止煤帮顶板产生破裂，提供的径向约束力阻止裂隙煤体沿结构面滑动，轴向约束力阻止煤体破裂失稳。

图4 侧帮锚杆与锚索控制综放沿空巷道 顶煤破裂失稳机理Fig.4 Mechanism of top coal failure of gob-side roadway controlled by lateral bolt and cable

3) 沿空巷道顶板围岩浅部范围内，高预应力锚杆与锚索横纵交错，从而产生交错式支护结构，形成#形联合锚固区，锚固区在巷道围岩浅部形成高预应力组合梁，限制深部围岩变形，增加了巷道围岩单位空间内的支护密度，增强了浅部含夹矸顶煤离层的抵抗力，以保持组合梁结构的完整性，如图5所示。

4) 错层位外错式沿空掘巷相邻区段间巷道形成的交错式支护结构，可在综放沿空巷道复合结构顶板的低位岩层中形成高强度、高支护密度的锚杆(索)组合梁，有效控制顶板浅部岩层。如图6所示，巷道顶板浅部围岩锚杆(索)支护结构是形成顶板支护的第一重承载结构，巷道顶板深部锚索支护结构和锚固围岩体形成承载拱B区即第二重承载结构，将下部形成的第一重锚杆(索)组合梁，悬吊于上部顶板稳定岩层中，使中部直接顶软弱岩层处于拱-梁锚固区域夹持作用下，拱-梁互为依托，相互耦合，构成巷道支护结构的主体，使巷道顶板围岩整体处于稳定状态。

图5 顶板浅部交错式支护结构与预应力组合梁Fig.5 Shallow roof staggered support structure and prestressed composite beam

图6 二重承载结构示意图Fig.6 Schematic diagram of double bearing structure

综上所述，相比于常规锚杆(索)沿巷道法线方向协同支护的方式，错层位外错式相邻区段间巷道交错式联合支护结构，在沿空巷道顶板浅部围岩锚固范围内形成高密度、高强度的组合梁，减少了顶板下沉量；侧帮锚索的横向布置，有效降低了沿空巷道顶板锚杆端部受力，减少了顶板支护构件的破损率，提高了顶板整体支护结构的完整性和有效性。

4 相邻区段巷道联合支护技术模拟验证分析

4.1 巷道支护方案优化

为实现沿空巷道顶板围岩非对称预支护，改善顶板浅部围岩力学性质，增加支护密度，增强区域支护应力场，提高顶板围岩整体强度，形成拱-梁互为依托的巷道支护结构主体，相邻区段间巷道联合支护方案优化如下所述。

1) 沿顶巷道侧帮。采用5根BHRB600型高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径-22 mm，锚杆长度2.8 m，预紧力不小于70 kN；锚索采用高预应力锚索，锚索直径-21.6 mm，锚索长度11.3 m，锚索预紧力不小于150 kN。

2) 沿空巷道顶板。采用6根BHRB600型高强度左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径-22 mm，锚杆长度2.8 m，预紧力不小于70 kN；锚索采用新型高预应力，每排布置4根锚索，锚索直径-21.6 mm，锚索长度9.5 m，锚索预紧力不小于150 kN。

3) 沿空巷道两帮。两帮每排布置5根锚杆支护，锚杆杆体材料、直径、长度、锚固长度及预紧力矩均与顶板相同，采用W钢带和高强度金属网护帮。

错层位外错式沿空掘巷相邻区段巷道联合支护沿顶巷道侧帮支护及沿空巷道断面支护结构如图7和图8所示。

图7 沿空巷道围岩支护结构示意图Fig.7 Schematic diagram of surrounding rock support structure of gob-side roadway

4.2 模型建立

采用FLAC3D数值模拟软件进一步分析错层位外错式相邻区段间巷道联合支护技术，根据该矿地质条件，各煤层岩层力学参数详见表1。

根据煤岩层力学参数建立数值模型，如图9所示，模型尺寸为100 m×50 m×68 m，底部界面、前后界面以及左右界面设置位移、速度和应力边界约束，顶部为自由边界，采用摩尔-库伦本构模型及强度准则进行计算。巷道支护采用锚杆锚索联合支护形式，锚杆锚索采用FLAC3D软件内置的单元体cable进行模拟。

图8 沿顶巷道实体煤帮支护结构示意图Fig.8 Schematic diagram of solid coal support structure along the roof roadway

表1 煤岩层力学参数Table 1 Mechanical parameters of coal and rock stratum

图9 数值模型图Fig.9 Numerical model

4.3 数值模拟结果分析

图10(a)为无侧帮支护条件下，原支护方案锚杆(索)支护应力场分布特征，支护应力为0.10 MPa，锚索压力拱边界线附近支护应力为0.03 MPa，但由于锚杆的强度和预紧力较低，锚索长度和强度也较低，因此承载能力较弱，且锚固在直接顶不稳定的岩层中，形成不稳定围岩+不稳定支护结构的整体不稳定结构，因此无法有效对复合顶板软弱岩层施加强有力的支护效果。

图10 顶板支护构件预应力耦合效果对比图Fig.10 Comparison of prestressed coupling effect of roof support components

由图10(b)可知，侧帮锚索支护显著扩大了顶板锚杆与锚索锚固范围内的压应力区域，加强了顶板浅部锚杆锚固区域的压应力值。侧帮锚索预应力扩散作用与顶板锚杆(索)应力扩散作用在顶部形成明显的叠加应力场，叠加区范围和叠加区强度进一步增大，并在巷道顶板浅部区域形成连续压应力梁，压应力值达0.21 MPa，成为稳定顶板浅部围岩的承载结构。在锚杆与锚索锚固区域之间，由于侧帮锚索预应力扩散作用，增强了该区域压应力强度并扩大其范围，形成了连续的外层锚固拱压应力区域，该区域压应力值普遍在0.10 MPa左右。

因此，错层位外错式相邻区段间巷道联合支护技术可使侧帮锚索与顶板锚杆(索)相互协调配合，在顶板围岩浅部形成稳定的浅部预应力梁，深部应力拱以拱-梁互为依托，形成相互耦合的整体支护结构。

传统巷道布置方式和原支护方案，沿空巷道窄煤柱帮和顶板复合结构岩层由于回采扰动和覆岩回转下沉运动全部处于破碎状态，无法有效控制围岩稳定性，如图11(a)所示。而实施错层位外错式沿空掘巷相邻区段间巷道联合支护技术后，顶板和侧帮支护构件协同支护可有效地形成拱-梁承载结构，将浅部围岩悬吊于稳定岩层上，如图11(b)所示。受采动影响后，顶底板浅部围岩基本处于稳定状态，局部区域不再发生破坏，异形窄煤柱帮虽整体发生塑性破坏，但仅限于窄煤柱宽度范围内未向起坡段煤体扩展，有效限制了其向采空区侧变形，维护其侧向稳定性。巷道顶板浅部横纵交错的支护形成了密集支护区域，减小了顶板整体下沉的幅度，巷道顶板围岩塑性破坏区域较小并呈现较稳定状态，未与采空区侧向围岩塑性破坏区形成大面积贯通。因此，综放错层位外错式相邻区段间巷道联合支护技术可有效控制综放复合顶板软弱岩层沿空巷道围岩变形与破坏。

图11 支护方案效果对比图Fig.11 Comparison of the support scheme effect

5 结 论

1) 针对复合顶板软弱岩层沿空掘巷顶板所存在的一系列问题，基于错层位外错式沿空掘巷一高、一低、水平错距的立体化空间关系，提出综放错层位外错式沿空掘巷相邻区段间巷道联合支护技术并详细分析了该支护技术围岩变形控制原理。

2) 相邻区段间巷道联合支护技术侧帮锚索作用原理，增强了巷道顶板岩层强度、刚度，增加了顶板单位空间内的支护密度；侧帮锚索提供的径向约束力，可阻止巷道及窄煤柱帮顶煤沿结构面滑动，轴向约束力可阻止顶煤破裂失稳；避免了常规支护锚杆锚固范围内端锚支护锚杆两端受力较大，锚固端围岩受集中力作用易破坏、锚杆螺纹段易拉断的现象；与沿空巷道顶板支护结构形成了浅部高预应力组合梁，深部应力拱的梁-拱式双重承载结构。

3) 对比传统巷道布置方式及支护方案与错层位外错式巷道布置方式及相邻区段间巷道联合支护方案，采用FLAC3D数值模拟软件分析了两者对沿空巷道围岩控制的效果，研究结果表明采用以错层位外错式沿空掘巷+区段间相邻巷道联合支护技术为核心的综合围岩控制措施，可大大提高窄煤柱帮的稳定性，顶板复合软弱岩层得到有效控制，整体围岩稳定性控制效果较好。