特厚煤层回采巷道顶板变形特征及控制技术

邓敢博

(1.瓦斯灾害监控与应急技术国家重点实验室，重庆 400037；2.中煤科工集团重庆研究院有限公司，重庆 400037)

随着中国大采高综放开采运输设备及回采工艺的不断发展，8 m以上特厚煤层综放开采得到了广泛的应用[1-6]。其回采巷道一般沿底板掘进，巷道顶板及两帮均为实体煤，与岩层巷道相比，煤体支承强度较低，巷道服务期间其围岩运动剧烈；工作面回采过程中，巷道顶板超前支护区域易发生突发式剧烈下沉，局部区域甚至出现瞬发性垮冒事故，从而给安全生产带来重大影响[7-10]。

诸多学者[11-15]对特厚煤层巷道在采动条件下顶板安全性防控方面做了大量研究，黄勇等[16]通过对潞新二矿煤层赋存及煤岩体地质力学参数分析，提出高预应力强力支护系统，巷道支护状况明显改善。岳帅帅等[17]分析了影响特厚煤层高强度开采沿空巷道围岩稳定性的原因，提出高强锚带网杆索支护方案，现场控制效果显著。兰奕文等[18]详细研究了特厚煤层强采动过程中巷道变形特征，提出“小孔径预应力锚索+厚层强力大刚度JW型钢带”的全锚索控制系统，在塔山煤矿工程试验中顶板控制效果良好。戴文祥等[19]基于强扰动巷道的矿压现象，提出了“锚网索+钢带”的联合支护措施，实现了围岩有效控制。袁胜军等[20]通过对某矿大断面复合顶板煤巷变形破坏力学分析，提出以高系统刚度为关键的“锚网喷”支护设计，围岩强度得到明显改善。

上述研究主要从提高特厚煤层回采巷道顶板支护系统强度、刚度方面进行分析，但对应力环境复杂条件下巷道支护结构体让压变形及控制顶板煤岩离层致大变形方面研究较少。现以同煤白洞煤矿8107运输巷的复杂地质条件作为工程背景，分析巷道围岩稳定性影响因素，并结合有限元差分软件FLAC3D对不同支护条件下巷道顶板变形破坏特征进行研究，提出特厚煤层回采巷道高强恒阻让压锚网索支护方案，且通过工程实践对回采巷道高强恒阻让压锚网索支护系统围岩控制效果进行分析。

1 工程概况

同煤白洞煤矿位于山西省大同市南郊区，采用双立井开拓，上覆3号煤层已开采完毕，现开采5号煤层，其8107工作面位于301西部盘区，该工作面采用大采高综采放顶煤开采，采厚为4 m，放煤厚度为7 m，走向长度约为1 859 m，倾斜长度为150 m，煤层平均埋深约为450 m，煤层倾角为1°～5°，平均为3°，属近水平煤层，煤层结构复杂，夹多层矸石，矸石岩性多为铝土质泥岩和黑色炭质泥岩。工作面运输巷断面为4.8 m×3.6 m的矩形巷道，沿煤层底板布置，煤层顶板岩层主要为泥岩，底板主要为细砂岩。其顶底板岩性特征如表1所示。

表1 顶底板岩性特征

2 巷道顶板变形特征及影响因素分析

2.1 回采巷道原支护形式

白洞煤矿8107工作面回采巷道原支护断面如图1所示。采用Φ20 mm螺纹钢锚杆，长度2 000 mm，锚固力130 kN，间排距900 mm×1 000 mm，平行布置；采用Φ17.8 mm钢绞线锚索，长度6 300 mm，间排距1 500 mm×3 000 mm，按平行布置，滞后工作面不超过5 m；金属网采用8号铁丝菱形编织网。

图1 支护断面图

2.2 特厚煤层回采巷道顶板变形特征

经过现场破坏形式调研，总结、归纳得出白洞煤矿回采巷道顶板变形破坏特征如下。

(1)围岩自稳时间短，收敛速度快。巷道受掘进扰动影响迎头出现冒落、片帮现象，若支护不及时可能造成大范围冒顶。白洞煤矿回采巷道顶板破坏情况如图2所示。

图2 白洞煤矿巷道顶板破坏情况(1∶20)

(2)顶板破碎成形差。其主要原因是由于煤体承载力差、延展性低，且巷道上围岩应力环境复杂，支护结构不合理，造成锚杆、锚索易发生断裂现象。

(3)巷道顶板变形严重。返修后较长时间内变形仍不能稳定，受回采工作面扰动的影响，其顶板下沉量最高达300 mm/d，最终巷道不得不进行封闭。

2.3 巷道围岩稳定性影响因素分析

特厚煤层巷道支护过程中其顶板变形破坏通常由多种原因造成，但其主要影响因素为巷道围岩所处应力环境条件复杂，煤岩体承载能力差，支护方式设计不合理。影响8107工作面运输巷围岩稳定性的因素如下。

(1)应力环境复杂。根据回采巷道所处的地质条件和开采条件，巷道围岩不仅受上覆3号煤层采空区孤岛煤柱高集中应力的影响，还要受5号煤层自身采动应力的影响，两者应力场叠加致使其应力环境复杂，围岩强度降低、稳定性变差。

(2)围岩岩性及力学性质。8107工作面回风巷沿煤层底板布置，巷道顶板含多层薄层夹矸煤层，且顶煤与夹矸层物理力学性质存在明显差异，在巷道掘进过程中受扰动影响顶板煤岩层出现较大离层，破坏厚顶煤巷道围岩整体结构的稳定性，导致巷道围岩变形大、难以维护。

(3)支护结构与围岩协同耦合承载能力差。巷道围岩受8107工作面回采扰动影响围岩应力重新分配，巷道围压增大，由于支护结构与围岩协同耦合承载力差造成巷道围岩受压不均，进而产生不均衡变形，造成整个支护系统破坏，围岩失稳。

综合上述分析，围岩应力环境复杂、煤岩体力学差异较大及巷道支护体与围岩变形不相适应是顶板诱发较大离层及顶板剧烈大变形的主控因素。因此，应提高8107工作面运输巷支护系统与煤岩体协同耦合承载能力并适当让压，进而保障顶板支护的安全性。

3 回采巷道顶板变形控制

根据8107工作面回采巷道围岩应力来源特殊，煤层顶板含有多层炭质泥岩夹层、总体结构性差、强度低等复杂地质条件及顶板岩层分层明显、变形范围较大等破坏特征，设计采用高强恒阻让压锚网索联合支护技术。

3.1 回采巷道顶板变形控制原则

3.1.1 高预紧力、高强度支护原则

由于8107工作面回采巷道处于高应力区、煤层结构复杂且围岩强度低、破坏严重，采用高预紧力支护不仅能够减小巷道的早期变形，防止松散破碎圈的进一步增大，而且能够及时、主动地为巷道顶板的初期变形提供围压，从而有效控制顶板离层，消除顶板拉应力区，增强其巷道围岩承载能力，显著提高含软弱夹层顶板锚固体的强度，有效控制巷道顶板的变形失稳。同时，在地质条件复杂、高围岩应力的条件下，高支护强度能够为围岩提供高围压约束，抑制含有软弱夹层巷道顶板的过度变形、破坏，使其与煤层赋存的高应力环境相适应。

3.1.2 高阻让压支护原则

高应力软弱顶板巷道围岩强度较低，塑性变形严重，变形量大。高阻让压锚杆索能够在一定阻力条件下通过延伸释放变形能量，将巷道围岩浅部集中应力向深部转移，进而调动深部煤岩体的承载能力，同时高阻让压锚杆索允许塑性破坏范围大、承载能力弱的巷道围岩产生一定变形，可实现锚杆索在一定载荷上稳定让压，又能保证每根锚杆索受力均匀，防止锚杆索破断，从而可避免巷道顶板过度变形、破坏。

3.1.3 整体差别支护

特厚煤层回采巷道顶板、煤帮、底板支护均是支护系统不可或缺的组成部分，三者任何一方面均不可忽略。但与巷帮和底板相比，其顶板常含有软弱夹层，节理裂隙较发育，围岩变形严重，塑性破坏范围大，支护过程中应注意顶板加强支护，促使顶板围岩及锚固体形成整体协调的结构。

3.2 回采巷道支护参数设计及数值模拟分析

3.2.1 支护参数设计

根据特厚煤层回采巷道顶板支护理念，8107工作面运输巷支护参数设计如下。

锚杆采用规格为Φ22 mm×2 200 mm的高强(HB500)蛇形锚杆，锚杆间排距为1 000 mm×900 mm，角锚杆排距1 800 mm，每排两根，采用1卷K2335和1卷Z2335树脂锚固剂锚固。为适应锚杆强度需要及提高护顶面积及提高施工效率，锚杆采用150 mm×150 mm×10 mm的高强球型托盘与W钢带联合支护，锚固力不小于19 t。同时，为实现让压支护，锚杆装配让压点15～18 t、让压距离为35 mm的让压管实现让压支护。顶板鸟窝锚索规格为Φ17.8 mm×7 300 mm，排距900 mm，“三一三”式布置。锚索托盘为300 mm×300 mm×12 mm的高强球型托盘，锚固力不小于36 t，采用1支K2350和2支Z2350树脂锚固剂锚固。锚索装配让压点21～25 t、让压距离为35 mm让压管。另外，为了形成锚梁的效果，顶板每排锚索采用一条高强JW钢带连接，钢带长3 200 mm，布置有三孔，孔间距1 300 mm。并采用8 mm菱形金属网与W钢带联合支护控制巷道表面，防止松散岩块的脱落。8107工作面回风巷支护方案断面图如图3所示。

图3 支护断面图

3.2.2 不同支护方案围岩变形控制效果分析

建立原支护和高强恒阻让压锚网索联合支护2种护巷方式下的数值模型用以对比分析，结果如图4、图5所示。

图4 巷道围岩塑性破坏图

图5 巷道顶底板位移图

由图4(a)可知，巷道在原支护条件下巷道顶板塑性破坏范围广、程度深，破坏形式以剪切破坏为主。由图5(a)可以看出，在原支护条件下，顶板最大下沉量达267 mm；结合图4(a)、图5(a)可以看出巷道顶板塑性区破坏范围大，松散破碎圈向岩层深部延伸，巷道围岩整体稳定性遭到破坏，导致巷道变形量大，难以维护，严重危害井下生产安全。由图4(b)可知，在高强恒阻让压锚杆支护条件下巷道围岩塑性区范围明显减小，顶板肩部及顶部塑性破坏得到有效控制。由图5(b)可以看出，在高强恒阻让压锚网索联合支护条件下，顶板最大下沉量为191 mm，较原支护条件下顶板位移减少28.5%，控顶效果良好。结合图4(b)、图5(b)可以看出，高强恒阻让压锚杆索能够有效遏制松散破碎圈向岩层深部扩展，保持巷道围岩结构整体稳定，巷道围岩承载能力得到明显提高，巷道变形量小。

数值模拟研究结果表明高强恒阻让压锚杆、索能够适应复杂条件下的应力环境，提高煤岩体与支护系统的协同耦合承载能力，遏制松散破碎圈向围岩深部扩展，阻止塑性区范围扩大，从而实现维护围岩稳定的目的。

4 现场应用效果分析

为反映工作面回采过程中特厚煤层回采巷道顶板的变形特征与支护结构受力情况，采用监控仪对顶板位移及锚杆(索)受力情况进行监测，并统计分析监测结果。回采巷道顶板矿压位移变化规律如图6、图7所示。

从图6、图7可以看出，采用高强恒阻让压锚网索联合支护后，回采巷道顶板变形在支护初期较为缓慢，主要由于恒阻让压锚杆索所受拉力还未到其恒阻值，13 d后顶板下沉趋于稳定，巷道顶板最大下沉量达206 mm，仍在允许变形范围内；同时控顶锚杆、索受力均不大，围岩稳定时锚索的轴力为260 kN、锚杆轴力为170 kN，锚索受力明显大于锚杆，虽然局部锚杆和锚索让压管被压瘪，但未出现锚杆或锚索破断的情况，锚杆索均充分发挥了其支护作用，表明采用高强恒阻让压锚网索支护系统在特厚煤层回采巷道顶板稳定性控制方面是有效可行的。

图6 顶板下沉-时间关系曲线

图7 锚杆索受力-时间关系曲线

5 结论

(1)通过现场观测和理论分析得出特厚煤层回采巷道变形因素及其特征：由于巷道所处围岩应力环境复杂，煤岩体力学差异较大及巷道支护体耦合承载力差等因素导致巷道围岩自稳时间短，收缩速度快；顶板破碎严重承载力弱，且受工作面扰动影响顶板下沉量大锚杆、索易发生断裂，导致巷道失稳。

(2)利用FLAC3D数值软件模拟了在原锚杆支护和高强恒阻让压锚网索联合支护2种护巷方式下巷道围岩变形情况，得出在高强恒阻让压锚杆支护条件下巷道围岩变形得到有效控制，塑性区破坏范围明显缩小，顶板下沉量较原锚杆支护减小28.5%，控顶效果良好。

(3)提出了含软弱夹矸及高应力条件下特厚煤层回采巷道顶板控制的高强恒阻让压锚网索联合支护技术。即通过高强蛇形锚杆+鸟窝锚索+让压管+菱形金属网+W钢带的主动支护和让压支护方案。并在现场得到了成功应用。