复合顶板巷道支护技术研究与实践

李建康

（山西焦煤西山煤电马兰矿，山西 太原 030205）

煤矿复合顶板巷道所处的应力环境十分复杂，巷道冒顶、片帮、底鼓，支护体破坏等现象严重，复合顶板巷道围岩的支护技术一直备受众多专家的关注[1-3]。马兰矿18509 工作面运输巷顶板为复合顶板，巷道顶板易发生冒落，围岩控制难度较大。采用数值模拟与现场试验相结合的方法，探究深部复合顶板巷道围岩的控制技术，为类似工程地质条件下巷道围岩的支护提供借鉴。

1 工程概况

18509 工作面标高724.3～836.9 m，走向长度为1359 m，开采8 号煤层属稳定可采厚煤层，煤层平均厚度4.35 m，含1～2 层不稳定夹矸，平均厚度为0.20 m，硬度系数f≤3。18509 工作面运输巷设计长度980 m，净宽5.1 m，净高3.0 m。煤层的顶板是由碳质页岩、砂质泥岩以及泥岩等组成，其间有煤线等软弱夹层，属于典型的复合顶板。

2 深部复合顶板巷道变形破坏特征

2.1 巷道顶板岩层变形破坏特征

18509 工作面运输巷开挖后，巷道顶板多处顶板离层、锚杆索断裂，顶板网兜处碎矸较多，巷道顶板维护困难。采用工字钢梁进行加强支护后，工字钢梁发生弯曲破坏，补强效果不明显。采用矿用CXK28 型钻孔成像仪对巷道顶板岩层进行现场观测，钻孔深度为10 m，钻孔直径为28 mm。顶板钻孔窥视结果如图1。

图1 巷道顶板钻孔窥视图

由图1 可知，巷道顶部在0～4.2 m 范围内围岩破碎，出现较为明显的离层，4.2～6.5 m 范围内围岩破碎程度较小，离层程度减弱，6.5～10 m 范围内围岩完整性较0～6.5 m 范围内围岩较好，但仍有微小的顶板离层。巷道顶板的整体稳定性较差，随工作面不断向前推进，巷道极易发生冒顶、片帮等围岩破坏现象，应加强巷道顶板的支护。

2.2 复合顶板控制对策

复合顶板巷道围岩发生变形破坏，主要是复合顶板由不同岩层的材料组成，各岩层具有不同的挠度，在顶板的变形过程中极易产生离层。同时，不同岩层具有不同的强度，最先会在强度较小的软弱层产生裂隙并逐渐发生分层、多次的破坏[4]。控制复合顶板稳定性，需要通过支护手段将复合顶板固定为一个整体，避免软弱层发生破坏。

锚网索联合支护的锚索具有悬吊作用，可以提高支护体和巷道围岩的整体稳定性，解决了单一锚杆支护下支护强度不足的问题，对复合顶板巷道具有较好的适用性。

3 支护参数理论计算

3.1 锚杆参数

1）锚杆长度

式中：L为锚杆长度，m；L1为垫板厚度+螺母厚度+（0.02～0.03）m，一般L1=0.1 m；L2为锚杆有效长度，m；L3为锚入稳定岩层深度，取值1.2 m。

由普氏自然平衡拱理论可得顶板位置锚杆的有效长度为：

式中：B为巷道掘进最大宽度，取值5.1 m；f顶为普氏硬度系数，取值3.5；H为巷道净高，取值3.0 m；ω帮为两帮位置岩体的内摩擦角，取65°。

计算可得顶板位置锚杆的有效长度为L顶板≈0.9 m。

两帮位置锚杆的有效长度为：

式中：f为普氏硬度系数，取值3；D为煤层的厚度，取值3.0 m；φ为煤的内摩擦角，取值26°。

计算可得两帮位置锚杆的有效长度为L两帮≈0.62 m。

所以顶板锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.1+0.9+1.2=2.2 m，两帮锚杆长度L≥L1+L2+L3=0.1+0.62+1.2=1.92 m。考虑到一定的安全系数，故顶板锚杆长度最终确定为2.2 m，两帮锚杆长度最终确定为2.0 m。

2）锚杆直径

式中：D为锚杆直径，mm；Q为锚杆锚固力，取为190 kN；σt为锚杆抗拉强度，取为500 MPa。经计算可得D≈22 mm。

3）锚杆间距

式中：a为锚杆间、排距，m；Q为锚杆设计锚固力，帮锚杆≥90 kN；h为冒落高度，取值2.2 m；k为安全系数，取值1.8；r煤为岩体容重，取值28.5 kN/m3。经计算可得a＜0.94 m。

考虑到安全系数，顶板锚杆间排距确定采用900 mm×900 mm，两帮锚杆间排距采用1000 mm×900 mm。

3.2 锚索参数

1）锚索长度

式中：L为锚索长度，m；L1为锚索外露长度，取0.3 m；Lb为不稳定岩层的高度，取5.0 m；Lm为锚固长度，取1.5 m。

计算可得L=6.8 m。

2）锚索间距

由悬吊理论和平衡理论，计算锚索的间距为：

式中：L为锚索间距，m；n为锚索的排数，取值1；F2为锚索的最大承载力，取值300 kN；L1为锚杆排距，取值0.9 m；B为巷道垮落的最大宽度，取值5.1 m；H为巷道冒落的高度，取值2.2 m；γ为岩体容重，取值28.5 kN/m3；F1为锚杆的锚固力，取值90 kN；θ为帮角锚杆与水平方向的夹角，取值60°。

计算可得L=2.05 m，结合煤矿井下工作面实际情况等因素，确定顶板锚索选用Ф21.8 mm×6800 mm 中空注浆锚索，间距2000 mm，排距1800 mm。

3.3 支护参数数值模拟验证

运用FLAC3D数值软件建立长×宽×高=50 m×50 m×40 m 的三维数值模型，计算过程中采用莫尔-库伦屈服准则，模型的上表面边界采用自由约束，四周和下表面边界采用固定约束，煤层埋深为上覆岩层的重力。模型计算所得巷道竖向位移和应力分布云图如图2。

图2 巷道围岩竖向位移、应力分布云图

由图2 可知，顶板最大下沉量大约为28.6 mm，最大底鼓量约为8.4 mm，围岩变形量相对较小，同时围岩竖向应力值约为6.2 MPa，应力分布均匀，无应力集中现象，巷道围岩的安全稳定性较高，说明采用优化支护方案后，可对18509 工作面运输巷围岩变形进行有效控制。

3.4 支护技术方案

巷道两帮支护选用Ф22 mm×2000 mm 螺纹钢锚杆，间排距为1000 mm×900 mm。配合使用BHW-280-4.5×4800 mm 的钢带。

巷道顶板每两排锚杆中间设置两根Ф21.8 mm×6800 mm 的中空注浆锚索，锚索间排距设计为2000 mm×1800 mm，注浆材料采用水泥-水玻璃双液浆，水灰比0.8，水玻璃的浓度50 °Bé，水玻璃与水泥浆液的体积之比为0.5:1。

顶板、两帮铺设长×宽=2700 mm×1100 mm四边形金属网，金属网搭接宽度设计为50 mm。巷道支护方案如图3。

图3 巷道支护方案图（mm）

4 工业性试验

在巷道掘进施工过程中采用“十字布点法”监测巷道顶底板及两帮的围岩变形情况，巷道变形曲线如图4。采用两点位移计以及多点位移计来进行巷道顶板离层量的测量，在运输顺槽中位移计每间隔50 m 布设1 个，每个离层仪布设2 个点，位移计的深度分别设计为2.5 m 、6.5 m。

图4 巷道掘进期间围岩变形曲线图

由图4 可知，在巷道掘进的前10 d，巷道顶底板及两帮围岩变形量不大，10～36 d 巷道底板及两帮围岩变形速率较大，在90 d 后，围岩变形量趋于稳定。顶底板最大变形量分别为26 mm、72 mm，高、低帮最大变形量分别为56 mm、31 mm，运输顺槽整体断面收缩率约为4.7%，围岩支护效果良好。

由图5 可知，顶板离层量与时间存在密切关系，离层量变化具有阶梯性。在巷道开始掘进时，锚杆可以发挥其支护作用，直接顶产生较小的离层，随后，随掘进时间的发展，顶板浅部离层量开始增大，在20 d 以后，浅部离层量趋于稳定值4.8 mm；顶板深部离层量在巷道开始进行掘进时较小，之后离层量发生较大的跳跃，在60 d 以后，深部离层量趋于稳定值20.5 mm，巷道顶板整体较为稳定。

图5 顶板离层变化曲线

5 结语

1）通过采用巷道围岩锚杆索支护计算公式确定马兰矿18509 工作面运输巷支护参数，数值模拟验证了“锚杆索+钢筋网”联合支护技术参数的合理有效性。

2）采用“锚杆索+钢筋网”联合支护技术后，运输顺槽整体断面的收缩率约为4.7%，且离层量较小，表明该联合支护技术在深井复合顶板支护中的适用性。