锚杆桁架在松软破碎顶板巷道控制中的应用研究

尹爱新

（山西省潞安集团潞宁煤业有限责任公司，山西 忻州 036700）

矿山巷道安全事故中，由于顶板原因造成的事故占1/2[1]。地质构造作用、岩体强度低及岩体内部节理裂隙发育等，易造成顶板松软破碎，该条件下较差的围岩整体性和自稳能力，漏垮型局部冒顶事故频发。朱浮声，郑雨天等[2]通过理论分析和理论计算等方法，根据锚杆桁架的支护机理，推导出锚杆桁架的理论计算公式，为锚杆桁架支护研究奠定理论基础；吕庆刚[3]通过ANSYS对不同锚杆桁架进行校核，确定最优支护参数，并取得良好的现场应用效果，具有研究借鉴价值；刘玉德，李兵等[4]针对百善煤矿巷道支护维修困难等问题，研发出“三段铰接矩形”式桁架，改善了巷道控制效果。本文结合理论分析计算和数值模拟等方法，对潞宁煤矿松软破碎顶板巷道的锚杆桁架联合支护技术展开研究。

1 工程背景

潞宁煤业公司煤矿井田地质条件中等，可采煤层为2#、3#煤层。22115运输顺槽位于2#煤层二二采区22115工作面，与22113工作面回风顺槽相距10m，22113工作面即将回采完成，22115工作面及巷道待采掘。22113和22115工作面埋深均为500m，煤层均厚3.8m，煤层结构稳定，无夹矸。直接顶下部为3～6m的泥岩和砂质泥岩，上部为7～9m的粉砂岩，基本顶为6～10m的细砂岩，直接底为4～19m的砂质泥岩，基本底为2～3.5m细砂岩。22113回风顺槽和22115运输顺槽顶板岩体3～6m为泥岩或泥质砂岩，稳定性差，强度较低，空气潮湿条件下岩体易产生泥化、崩解现象，顶板软岩易破碎。为避免局部漏顶事故的产生，妥善控制巷道顶板，潞宁煤业采用工字钢梁架棚式支护形式，对22113回风顺槽破碎顶板进行二次支护，提高了巷道的稳定性。但工字钢梁架棚式支护耗时耗力，易造成钢梁压死、无法回收等问题，巷道支护成本提高，生产效率下降。为避免相似工程背景条件下的22115运输顺槽掘进及工作面回采过程中顶板出现破碎漏顶事故，对22115运输顺槽破碎顶板的稳定性控制技术研究极其关键。

2 锚杆—桁架联合支护分析

破碎顶板有效管理的关键在于对薄弱环节或易产生构造处采取针对性加固措施、加强支护，减小采动过程中巷道顶板塑性破坏范围。顶板锚杆—桁架组合式支护，对于松软破碎顶板条件下围岩变形较大、传统支护困难的巷道控制具有一定的适用性。

2.1 锚杆桁架支护结构

锚杆—桁架联合支护系统由五个主要构件组成，分别为托盘、水平拉杆、垫板、拉紧螺栓、锚杆，结构如图1所示。

图1 巷道锚杆桁架结构图

2.2 锚杆桁架支护原理

由图1可知，锚杆桁架联合支护系统，通过水平拉杆的预紧作用产生主动支护作用，支护机理：

（1）改善顶板应力状态。由于顶板桁架的主动作用，可以减小顶板中部危险区的拉应力，使顶板梁中性轴下移。

（2）松软破碎顶板条件下的巷道掘进过程中，顶板的破坏和变形规律符合“岩梁”理论，此时由于顶板裂隙梁形成的类似拱状结构，直接决定了巷道的稳定性程度。该条件下锚杆支护应考虑摩擦作用和组合梁作用。对于图2裂隙顶板，桁架提供的水平压力T显然增大了沿巷道轴向的一组裂隙的摩擦系数，增高了裂隙梁的“完整性”，有利于顶板梁的成拱作用。

图2 桁架支护顶板裂隙梁作用

（3）提高顶板裂隙梁抗剪能力。根据岩梁成拱原理，当岩梁自重和原岩应力引起的拱座处水平推力不足以组织剪切滑动力时，顶板将发生整体剪切滑动，锚杆—桁架构成的联合支护系统中，在拉紧螺栓处水平拉杆预紧力叠加，促使顶板裂隙或破碎区域处摩擦力的增加，直接增大了松软破碎顶板裂隙梁的抗剪强度，实现顶板的有效控制。

3 锚杆—桁架支护效果模拟

基于顶板锚杆桁架联合支护理论对潞宁煤矿的22115运输顺槽进行支护优化设计。22115运输顺槽宽4.3m，高3.6m，较原支护方案，采用锚杆—桁架联合支护，巷道顶板角锚杆倾斜30°布置。支护优化图如图3。

图3 22115运输顺槽支护优化图

为了研究顶锚杆桁架结构对于巷道的控制效果，采用FLAC3D有限差分数值模拟软件对采用桁架前后的巷道控制效果进行反演模拟。

（1）建立模型

根据矿井地质条件及工程背景，建立数值模拟模型，模型长40m，高40m，宽50m，对模型四周及底部位移限制。为清晰反应巷道附近应力变化，网络采用放射状网格布置，研究巷道区域局部加密网格。模型顶部施加垂直应力10MPa，四周施加水平应力10MPa，模拟巷道地应力场分布，应力梯度采用FLAC默认递增梯度。锚杆、锚索采用结构单元中的cable结构单元模拟，桁架采用beam结构单元模拟，中部铰接。模型屈服准则采用莫尔—库仑本构关系，对巷道及附近岩层单独分组赋值，地层赋值参数参考相关资料[5]。

（2）模拟结果分析

为对比方案优化前后巷道控制效果差异，对方案优化前后的巷道控制效果反演结果进行对比分析。采用不同支护方案的巷道塑性区如图4所示，巷道位移云图如图5所示。

图4 不同支护方案下巷道塑性区图

由图4可知，原支护方案巷道塑性区破坏主要为剪切破坏，顶板塑性区最大破坏范围为1.83m，两帮塑性区最大破坏范围为1.5m左右。采用优化支护方案后，巷道顶板塑性区最大破坏范围为1.18m，破坏范围下降38.3%；两帮塑性区破坏范围为1.5m左右，基本不变。

图5 不同支护方案下巷道位移云图

由图5可知，原支护方案巷道两帮相对位移量231.12mm，顶底板相对位移133.42mm；优化后巷道两帮相对位移量77.27mm，顶底板相对位移42.91mm。支护方案优化后，巷道控制效果良好，两帮相对位移量下降66.57%，顶底板相对位移量下降67.84%。数值模拟反演结果表明，优化后支护方案对于松软破碎顶板具有一定的适用性，有利于巷道稳定性的提高。

4 工程应用

为解决松软破碎顶板巷道控制效果差的问题，将顶板锚杆—桁架联合支护系统引入潞宁煤矿22115工作面运输顺槽。自采用该支护优化方案以来，巷道位移得到了有效控制，掘进期间，顶板完整，迄今为止，巷道未出现明显变形。为进一步检验巷道的稳定性，对支护优化方案进行评价，对22115运输顺槽掘进期间巷道的表面位移进行了现场监测。在巷道的中部400～600m区段布置测站，测站每40m一个，共布置5个测站，每个测站2个测点，采用十字法，掘进初期，每日一次，掘进后期，一周两次，对巷道表面位移进行监测。选取5个测站的监测数据平均值，对数据进行分析，监测数据如图6所示。

图6 巷道表面位移图

由图6可知，巷道掘进初期（6d内），巷道顶板和两帮相对位移量迅速增加至59.8mm和38mm，6d后巷道位移速度逐渐下降，巷道掘进34d时，巷道顶板和两帮相对位移速度由11.75mm/d和6.5mm/d降至0.1mm/d和0mm/d。此时巷道远离掘进工作面，基本不受采动影响，巷道位移量相对较小。80d时，巷道顶板和两帮相对位移为99.2mm和80mm，巷道断面收缩率为4.59%，说明掘进期间采用优化方案后的巷道控制效果较优。

5 结论

（1）数值模拟结果表明，采用锚杆—桁架联合支护技术有利于巷道稳定性控制的实现和顶板的管理。

（2）现场监测结果表明，巷道采用优化支护方案后，断面收缩率仅为4.59%，符合稳定性巷道标准。

（3）此次研究不仅解决了潞宁煤业松软破碎顶板的巷道支护问题，也为类似工程地质条件下的巷道支护提供参考和借鉴，锚杆—桁架联合支护技术具有应用和推广价值。