镇城底矿复合松软岩层顶板巷道锚网联合支护研究

刘 君

（山西焦煤集团公司，太原 030024）

1 工程概述

镇城底矿位于西山煤田西北隅，地质较复杂，断层、褶曲、陷落柱发育，主采2.3号和8号煤层，顶板存在煤线互层，多为炭质泥岩，较松软、易垮落、不稳定；过去多用架棚支护，支护效果差，巷道变形量大，支护费用高，安全生产压力很大。特别是2.3号煤层为复合松软岩层顶板，回采巷道采用锚网喷联合支护（以淘汰过去的架棚支护）。

2 建立力学模型

1）力学参数：根据某综采工作面实际，2.3号煤顶板为12 m的细砂岩或砂质泥岩，含0.45 m和0.3 m的两层煤线，分别位于回采巷道顶板0.6 m和2.1 m处；2.3号煤层厚2.7 m；底板为厚度6.3 m的砂质泥岩。巷道位于煤层中，巷宽4.0 m，高2.7 m。据实验室测定，砂质泥岩试样单向抗压强度49.4～53.0 MPa，平均52.20 MPa；抗拉强度2.760～3.360 MPa，平均3.23 MPa；弹性模量17 000～17 300 MPa。煤层岩样单向抗压强度4.4～5.1 MPa，平均 4.960 MPa；抗拉强度 0.290～0.340 MPa，平均0.30 MPa；弹性模量5 200～5 300 MPa。镇城底矿选用的锚杆：L=2.0 m，=20 mm，锚固长度：顶板0.9 m，巷帮0.3 m。锚索：L=5.5 m，锚固长度:1.5 m。锚固剂:弹性模量20 000 MPa，锚杆、锚索的弹性模量按伸长率折算4 000 MPa。

2）模型参数：考虑到计算机容量和计算量庞大，需建立两个力学模型，模拟两种不同状态，见图1。图中1-aⅠ模型：巷道在实体煤中开掘，位于尚未扰动过的煤层内，称为煤-煤类型。1-bⅡ模型：巷道一侧为实体煤，一侧为煤柱（煤柱宽3 m），煤柱以外为已稳定采空区，称为煤-煤柱类型。

图1 模型示意图

3）边界条件：按照开采实际有两种开采深度：250 m（目前采深）和400 m（矿井预计最大采深）。围岩载荷 σv=γH，取 γ=0.025 N/cm3。

①Ⅰ模型（煤-煤类型）巷道在煤层内掘进时，围岩载荷经历两个阶段：一阶段为初始阶段，围岩载荷为周围岩体的原岩应力：250 m开采深度，σv=0.025×250=6.25 MPa；400 m 开采深度，σv=0.025×400=10.00 MPa。二阶段为采动影响阶段，围岩载荷主要为受本工作面矿山压力作用，其围岩载荷计算：250 m开采深度，K=0.000 3×250+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.64，σv=1.64×0.025×250=10.25 MPa；400 m 开采深度，K=0.000 3×400+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.69，σv=1.69×0.025×400=16.90 MPa。

②Ⅱ模型（煤-煤柱类型）巷道一侧为实体煤，一侧为煤柱，巷道沿采空区掘进，围岩载荷经历两个阶段：一阶段为初始阶段，巷道处于上区段采空区的支承压力带中，围岩载荷为受采空区矿山压力作用：250 m开采深度，σv=10.25 MPa；400 m 开采深度，σv=16.90 MPa。二阶段为本工作面回采采动影响阶段，主要受本工作面矿山压力作用：250 m开采深度，σv=10.25+（10.65-6.25）=14.25 MPa；400 m 开采深度，σv=16.90+（16.90-10.00）=23.80 MPa。

3 巷道受力后顶板变形及断裂垮落情况

矿井巷道从开口开掘到封闭弃用，受矿山压力影响，围岩塑性区域和破断区域的变形会出现增长，研究对巷道围岩的控制，应使巷道受力后的顶板变形和断裂垮落控制在可控范围内。

1）对于Ⅰ模型（煤-煤类型）：250 m开采深度，一阶段模拟围岩受力6.25 MPa，二阶段模拟围岩受力10.25 MPa；400 m开采深度，一阶段模拟围岩受力10.00 MPa，二阶段模拟围岩受力16.90 MPa。

2）对于Ⅱ模型（煤-煤柱类型）：250 m开采深度，一阶段模拟围岩受力10.25 MPa，二阶段模拟围岩受力14.25 MPa；400 m开采深度，一阶段模拟围岩受力16.90 MPa，第二时期模拟围岩受力23.80 MPa。

3）两种模型目前采深250m时，顶板下沉量与时间变化的关系，见图2。目前采深和矿井最大开采深度顶板变形及断裂垮落的测量数据，如表1所示。

图2 两种模型目前采深250 m开采深度时顶板下沉量与时间变化的关系图

4）通过数据分析，得出如下结论：①Ⅰ模型实体煤中的矿井巷道从开口开掘到封闭弃用，受矿山压力影响，围岩变形存在两个快速期和一个慢速期。第一次快速期是在巷道开口时，煤层破坏，围岩应力重新分布，围岩变形塑性区快速形成，此时变形每日几十毫米，其后塑性变形趋于稳定，进入慢速变形期，但围岩由于受变形影响，破坏仍在继续，但变形的速度降低1～2个数量级。在工作面前方50 m左右，巷道围岩变形进入第二次快速变形期，越接近工作面，巷道压力越大，约为第一期的2倍左右。②Ⅱ模型巷道一侧为实体煤，一侧为3 m宽煤柱，巷道沿采空区掘进的巷道从开口开掘到封闭弃用，受矿山压力影响，巷道围岩变形同样存在3个时期，但是由于煤柱对巷道起到分担压力的作用，此时巷道围岩变形的速度和变形的程度都较Ⅰ模型在实体煤中的大。③通过分析，以上两种情况下的回采巷道，都要经受矿山压力作用两个阶段。对于Ⅰ模型实体煤中的巷道，巷道开口的初始期和临近工作面的第二次快速变形期内的顶底板移近量分别占总移近量的54%～60%和40%～46%，两个阶段内的巷帮移近量各占总移近量的50%。对于Ⅱ模型巷道一侧为实体煤，一侧为3 m宽煤柱，巷道沿采空区掘进的巷道，巷道开口的初始期和临近工作面的第二次快速变形期内的顶底板移近量分别占总移近量的70%～73%和27%～30%。两个阶段内的巷帮移近量分别占总移近量的65%和35%。

表1 目前采深和矿井最大开采深度顶板变形及断裂垮落的测量数据

4 不同支护条件下的支护效果

1）试验巷道，实测不同支护时的顶板下沉量分别为：顶板布置3根锚杆时控制顶板下沉量减少28%，布置5根锚杆时控制顶板下沉量减少36%，布置2根锚索时控制顶板下沉量减少9%。煤柱侧布置2根帮锚杆时控制两帮移近量减少55%，布置3根帮锚杆时控制两帮移近量减少73%；实体煤侧布置2根帮锚杆时控制两帮移近量减少49%，布置3根帮锚杆时控制两帮移近量减少74%。

2）试验巷道，实测不同支护下的围岩破坏变形范围分别为：顶板布置5根锚杆时控制顶板破断深度减少12%，布置1根锚索时控制顶板破断深度减少56%。实体煤侧巷帮布置3根帮锚杆时控制巷帮破断深度减少27%。

5 试验结果及结论

1）试验结果：对于实体煤中巷道采用锚杆+W钢带，锚索补强形式；一侧为实体煤，一侧为采空区巷道的250 m开采深度的支护采用锚杆+W钢带，锚索补强；400 m开采深度的支护采用锚杆+W钢带+金属网，锚索补强。试验巷道实测时，采用锚-网-锚索+喷浆联合支护，镇城底矿2.3号煤层复合松软岩层顶板巷道变形得到有效控制，其顶板下沉量在76 mm以内，巷帮移近量在210 mm以内，主要由于两帮煤体松软，两帮变形较大，顶板下沉量较小，巷道支护整体在保证安全和使用的范围内。经测定，顶板锚杆受力平均32.0 kN，帮锚杆受力平均27.0 kN，锚索预紧后受力平均58.0 kN，均处于规范规定的25%～50%范围内，说明锚杆、锚索工作情况很好，满足使用要求和技术规定。试验巷道矿压监测也得到验证，锚杆-锚索联合支护有效控制镇城底矿2.3号煤层复合松软岩层顶板的强烈变形，抑制了冒顶和片帮等现象。

2）经镇城底矿的实例证明，对于复合松软岩层顶板，开采深度加大或布置煤柱护巷的巷道，只要支护参数选择合理，采用锚杆-锚索联合支护和预应力锚索方法是可满足巷道支护要求的。特别是目前锚网支护已经全面普及，但其原理和支护参数并没有严格规范的计算和试验依据。本文研究的数值模拟方法就是为解决这一问题提供途径，为支护形式的选择和支护参数的设计提供参考依据，提高设计可靠性，为联合支护推广应用奠定理论和实践基础。

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[4]刘君.松软复合顶板条件下回采巷道锚网联合支护研究[D],徐州：中国矿业大学，2011.