石灰岩坚硬顶板弱化与巷道支护研究

陈广帅，李中伟，张小康

(1.霍州煤电集团有限责任公司技术研究院，山西 霍州 031400；2.天地科技股份有限公司，北京 100000)

0 引言

店坪煤矿直接顶为L1石灰岩(以下简称石灰岩)坚硬顶板的巷道存在掘进速度缓慢、支护成本高，严重影响采掘衔接等问题。提出降低顶板支护密度的初始设计。以期通过巷道锚杆支护改革实现在保证巷道支护安全的前提下，达到提高巷道掘进速度、降低巷道支护成本的目的[1-3]。石灰岩坚硬顶板煤层开采后可在采空区形成大面积悬顶，造成很大的安全隐患[4-6]。为有效控制采空区坚硬难垮落顶板，必须改变顶板的物理力学性质，减小悬露面积，防止大面积顶板来压，目前主要形成了顶板注水和爆破弱化技术[7-9]，其中爆破手段可以增大裂隙范围，破坏岩体的整体性，从而使顶板容易垮落。在煤岩控制爆破研究基础上，将聚能断裂理论引入岩石爆破，通过定向切割实现顶板垮落，为坚硬顶板弱化提供技术途径。

1 地质力学测试

在9-201工作面附近进行详细的地质力学测试，目的是掌握试验工作面围岩基础参数。地质力学测试包括顶板岩层结构窥视、巷道围岩强度测试和地应力测量[10-13]。进行两个测点的测试工作，第1个测点位于9-201工作面旁边830回风巷内；第2个测点位于9-2012巷内，距离巷道开口80 m。

1.1 围岩结构观察及分析

通过窥视结果可以得到：第1个测点在830回风巷内，830回风巷沿10号煤掘进，顶板0～7.8 m为10号煤与9号煤间岩层。7.8～10.3 m为9号煤，黑色，发亮。10.3～21.4 m为L1灰岩，灰-灰白色，裂隙发育，其中在11 m、11.2 m、11.3 m、11.6 m、12.4 m、15.3 m、17.3 m、17.4 m、17.7 m、19.8 m、20.9 m和21.2 m处为横向裂隙，15.4～17.3 m段较完整，17.7～18.8 m段裂隙发育，19.8～20.8 m段较完整。

第2测站9-2012巷内，巷道已掘进80 m，在距迎头15 m处施工顶板钻孔，查看顶板岩层情况，查看结果为1～4 m为L1灰岩，4～5.5 m为泥岩夹层，5.5～8 m为灰岩，除0～1 m外其余灰岩段每米钻孔时间均在10 min以上。灰岩顶板平整，局部有裂隙水滴落。

1.2 围岩强度测试及分析

采用WQCZ-56型围岩强度测试装置，在窥视钻孔内对巷道顶板10 m范围煤岩层强度进行测试。测试数据经过统计、分析和换算后，得到测站顶板煤岩体强度分布特征，对照两个测点顶板10 m以下强度测试结果，得到以下基本结论：9号煤层强度平均值为13.72 MPa，强度相对较高；灰岩强度平均值为88.39 MPa，顶板坚硬，锚杆钻机施工难度较大。

1.3 地应力测量及分析

通过对店坪煤矿进行地应力测量，并对测试结果进行计算，结合相关地质资料综合分析可以得到：9-201工作面附近最大水平主应力9.81 MPa，垂直主应力6.89 MPa，巷道顶板有强度较大的灰岩，帮部煤体强度较大，因此地应力量值对巷道支护的影响不突出，从地应力与围岩强度关系分析9-201工作面两巷整体支护难度不大；9-2012巷东西布置，最大水平主应力与巷道轴向夹角67.2°，与最优布置方58.6位相差8.6°，巷道变形受到最大水平主应力方向的影响较小。

2 回采巷道支护设计及顶板弱化措施

2.1 回采巷道支护设计

根据店坪煤矿详细地质资料、地质力学测试成果、店坪煤矿9-201工作面附近采面掘进、回采期间巷道变形状况、数值计算分析结果、现有科技成果和工程实践经验。提出9-201工作面两巷支护设计，如图1所示。遇到断层、破碎带、顶板淋水严重等特殊地质条件，及时减小锚杆、锚索间排距，并补打锚索补强加固。遇到地质条件发生较大变化，或者揭露大型地质构造，及时汇报煤矿生产技术部门，针对性调整支护设计方案。

图1 9-201工作面两巷支护断面图

与矿上传统支护的方法相比，顶板锚杆排距由1 m增加至2 m，由每排5根锚杆变为每排4根锚杆；帮锚杆排距不变，仍为1 m，间距变大，由每排3根变为每排2根。锚索由二二布置变为一一布置，排距由2.2 m变为4 m。

矿上原所有巷道均采用平钢板作为锚杆锚索托板，由于平钢板强度低、锚杆锚索受力条件差等原因，引进新型锚杆锚索托板，锚索托板采用300 mm×300 mm×12 mm高强度的拱形托板，高度不低于58 mm，配套调心球垫及锁具。锚杆托盘采用规格为150 mm×150 mm×6 mm的拱型方托盘，托板高度不低于36 mm，配套调心球垫和减摩垫圈。其他支护材料规格与原来一样。

引进高预应力锚杆锚索支护技术，要求顶锚杆预紧力矩250 N·m，锚索初始张拉力为200 kN，帮锚杆预紧力矩150 N·m。新旧支护设计每100 m材料消耗对比，见表1。

表1 新旧支护设计每100 m支护材料消耗对比

从表1可以看出采用新支护方案后一方面可以节约大量支护材料；另一方面，由于直接顶石灰岩较为坚硬，锚杆钻机钻进困难，锚杆及锚索数量的减少可以大幅度提高巷道掘进支护施工进度，大大降低工人劳动强度。

2.2 回采期间顶板弱化措施

由于顶板石灰岩的存在，回采期间造成顶板大面积悬顶，给正常回采带来很大的安全隐患，根据附近已采工作面经验，若顶板不采取有效的放顶措施，初次来压步距在80 m左右，周期来压步距为60 m左右，造成支架压力大，来压期间两巷超前段变形明显，给超前段支护带来一定困难。

结合矿上生产经验以及实际生产条件，选择顶板预裂爆破的方法对顶板进行弱化，减小采空区顶板悬顶面积。根据9-2012巷内第2测站的地质力学测试结果可知，顶板1～4 m为石灰岩，4～5.5 m为泥岩夹层，5.5～8 m为灰岩。结合国内外工程经验最终确定爆破孔深度为4 m，炮孔间距2 m，每隔40 m，进行一次预裂爆破。选择爆破间距40 m，一方面可保证回采进度，另一方面可保证安全回采。

2.3 巷道围岩稳定性分析

利用FLAC3D数值模拟软件，分析9-201工作面采用新支护后回采过程中巷道围岩稳定情况。根据工作面地质资料建立的数值模型，模型沿工作面走向长100 m，沿工作面倾向长220 m，高50 m。分别模拟工作面推进20 m、40 m和60 m时，工作面两巷超前段围岩稳定情况。

工作面推进20 m、30 m和40 m时，9-2012巷道距离回采工作面10 m出巷道围岩垂直应力分布情况，如图2所示。

图2 回采过程中巷道围岩应力分布情况

由图2可知，随着工作面的推进，工作面副巷围岩垂直应力逐渐增大，靠近工作面一侧围岩垂直应力明显大于非回采侧。工作面推进20 m、30 m和40 m时，巷道两侧垂直应力集中系数分别达到2、2.31和2.92。

在工作面推进期间，在副巷超前工作面5 m处建立变形监测点，监测巷道表面最大变形量，监测结果见表1。

表1 副巷超前工作面5 m处表面最大变形量

从巷道变形情况得出，巷道两帮变形较大，工作面推进20 m、30 m和40 m时，超前工作面5 m处两帮移近量分别为74.5 mm、100.2 mm和131.9 mm。顶板下沉量在回采40 m时达到最大，为30.1 mm。底板变形不明显。从变形结果来看，巷道围岩变形不大，在控制范围之内，可以满足巷道使用要求。说明采用新支护后，放顶步距选取40 m是可取的。

3 现场工业试验

到目前为止，9-201工作面已推进400 m，工作面切巷液压支架安装完成后，支架后方到切巷帮部剩出有1 m宽度的空间，工作面回采前，在这个空间中进行第1次顶板预裂爆破工作。回采过程中，每隔40 m进行一次顶板预裂爆破工作，顶板预裂爆破过程中，做好两回采巷道超前段临时支护工作，加大临时支护强度。回采过程中对工作面副巷超前段距离回采面5 m处进行变形监测，此处巷道表面位移随工作面推进变化情况，如图3所示。

图3 副巷超前回采面5 m处巷道表面位移随工作面推进变化情况

通过现场监测可知，工作面推进40 m范围内，回采巷道超前段顶板下沉量及两帮移近量增大的速度较大，40 m以后顶板下沉量及两帮移近量增大的速度较小。在工作面推进50 m、90 m和140 m处，回采巷道超前段巷道表面变形出现小范围的减小，说明顶板弱化措施起到了很好的作用，减小了采空区悬顶面积，回采巷道超前段的破坏也相应减小。巷道超前段两帮的变形较大，两帮移近量最大达到164 mm，顶板下沉量最大达到66 mm，巷道围岩较为稳定，可以满足生产使用要求。

4 结论

(1)通过地质力学测试，灰岩强度的平均值为88.39 MPa，顶板坚硬，锚杆、锚索钻孔的施工难度较大。9-201工作面附近最大的水平主应力为9.81 MPa，垂直主应力6.89 MPa，地应力量值对巷道支护的影响不突出，从地应力与围岩强度关系分析9-201工作面两巷整体支护难度不大。巷道变形受到最大水平主应力方向的影响较小。

(2)引进新型支护理念和新型支护材料，提出新型支护设计。一方面可以节约大量支护材料，另一方面，大幅度提高巷道掘进支护施工进度，大大降低工人劳动强度。

(3)根据理论分析和数值模拟结果，结合矿上生产条件，制定每隔40 m进行一次的预裂爆破的顶板弱化措施，通过现场实践证明，取得了良好的应用效果。