德顺煤业复合顶板巷道围岩控制技术研究

崔树文

（山西焦煤西山煤电德顺煤业有限公司，山西 吕梁 033000）

随着矿井不断增大开采强度和深度，巷道所受到的地应力也在持续增大，巷道围岩不断发生破碎，锚杆与锚索破断失效数量在增加，顶板垮落的概率也在升高，导致巷道难以支护[1]。由于煤层赋存条件的不同，部分矿井所开采煤层顶板属于复合顶板，复合顶板具有发育充分的裂隙、岩层间具有较小的粘结力、强度小、稳定可靠性差，巷道掘进后易发生破断[2]，复合顶板巷道支护已成为现阶段急需攻克的难题。

科研工作者对此开展大量科研工作，范仕清等[3]在丁集矿1232（1）工作面回风巷通过预应力中空锚杆和预应力中空锚索分步注浆，明显减少了巷道围岩的变形；高凤伟等[4]在赵庄煤矿实施全断面高预紧力锚索支护技术，回采巷道的围岩变形量明显下降，确保矿井安全回采；王新国等[5]在榆家梁煤矿软弱复合顶板巷道实施“内+外层锚杆”联合支护方案，顶板、两帮最大变形量下降了50%以上。

本文在山西焦煤集团西山煤电公司德顺煤业（简称“德顺煤业”）11106 皮带巷掘进面开展试验研究，研究复合顶板巷道围岩变形破坏规律，分析在锚杆预紧力不同时如何抑制复合顶板离层，并制定复合顶板巷道围岩的支护措施，提高围岩的稳定性[6-7]。

1 工作面情况

山西焦煤集团西山煤电公司德顺煤业11106工作面开采11#煤，煤厚为3.9 m，煤层倾角为6°，倾斜长度124 m，可采走向长度690 m，埋藏深度440.5 m，工作面柱状图如图1所示。从图1得到：巷道顶板属于复合顶板岩层。

图1 柱状图

11106 皮带巷位于一采区东南翼，东邻矿界保安煤柱、工作面东部40 m 为金达煤业9#、10#煤层采空区，南邻X8 陷落柱及煤柱，西邻11102 工作面（已回采），北邻东翼胶带大巷，工作面上部为10102、10106 采空区。

巷道掘进完成后作为11106 工作面的出煤巷道，主要用途为铺设皮带给工作面运输煤炭，掘进面尺寸5 m（宽）×2.8 m（高），掘巷采用EBZ-135 型掘进机割、装、运煤，顶板支护采用的是锚杆、锚索，锚杆中间添加锚索，二者分别长为2.4 m、7.4 m，每排按6根、3根布置锚杆及锚索，排距1 m×1 m；巷帮施工锚杆4根，采用菱形金属网支护顶板及两帮，间排距与顶板布置相同。

表1是工作面地应力测试结果，从表中看出，最大水平主应力方向与皮带巷走向的夹角为65.3°，说明对巷道顶底板稳定性产生了较大冲击。表2显示了巷道顶板单轴抗压强度测试结果，可以看出岩层间强度差异大，对巷道围岩稳定性产生了显著影响。

表1 地应力测试结果

表2 单轴抗压强度测试结果

2 巷道变形特征

2.1 顶板岩层变形规律

11106 皮带巷掘进一段时间后，顶板多处出现较大离层，浅区离层值87 mm，深区42 mm，直接顶出现了严重的裂纹、损坏，顶板出现了一些坠袋，需排出碎矸。锚杆只起到悬吊作用，不再起到主动支撑的作用。顶板中间地点开始弯曲变形，覆岩施加于锚杆的作用力超过150 kN，有的地点锚索和锚杆发生断裂，难以维护顶板。为有效阻止顶板发生弯曲下沉甚至破碎冒顶，通过采取补强支护手段（打设单体柱和架工字钢梁）抑制顶板下沉，但是补强支护效果不佳，单体柱因承载压力大而发生超载卸压，工字钢梁被压弯变形。

在11106 皮带巷650 m 处施工3 个顶板岩层裂隙观测孔，以观察裂隙发育情况。设计观测孔的长度为10 m，方位角为270°，倾角分别为40°、45°、50°。

此次顶板岩层变形规律分析选择1 号钻孔进行研究，利用钻孔窥视仪观察1 号钻孔顶板发生明显离层的区域，图2 为钻孔窥视情况。从图2 中看出：钻孔长度不超过4 m 时，顶板岩石破坏比较严重，出现了多处深裂纹与碎石，离层明显。钻孔长度在4 m 至6 m 之间，有几处出现了离层；钻孔长度超过6 m 处的岩层整体性较好，但离层现象持续延伸向更深处，围岩稳定性存在挑战。

图2 钻孔窥视情况

2.2 顶板锚杆变形规律

在11106 皮带巷顶板严重变形处选择6 根锚杆进行研究，此处巷道受外界环境影响很小，掘进规范，地质条件简单，具有一定的代表性，从左至右依次抽出6根同排锚杆，编号1~6号，以素描的方式取得锚杆变形效果，如图3 所示。表3 为1～6 号锚杆变形量，从表3发现：巷道顶角区域设置1、6号锚杆，二者在煤岩分界面处发生明显的剪切变形，其余部分几乎没有变形。巷道顶板两侧为2、5 号锚杆，同样在煤岩分界面出现较大剪切变形，但在其他部分也发生轻微变形。顶板中部的两根锚杆标为3、4 号，与其他锚杆不同，3、4 号在分界面的变形小，但在其他面比另外4 根锚杆的剪切变形量大。

表3 1~6号锚杆变形量

图3 素描锚杆变形效果

2.3 顶板岩层变形过程

图4 为11106 皮带巷复合顶板岩层变形过程。最初掘进巷道时，顶板岩层在锚杆和锚索的支撑下，顶板结构完好，未出现明显离层，岩层相对稳定。掘进1个月后，因为岩层间的物理性质差异，会产生变形不同步，表现为轻微离层，受水平、垂直应力共同作用，顶板出现下沉但下沉量较小，顶板几乎保持稳定；掘进3个月后，顶板出现明显下沉，各岩层间离层显著，顶板逼近失稳。掘进6 个月后，岩层变形加大，突破弯曲极限，产生塑性破坏出现碎块，顶板失稳不再具有支护作用。

图4 岩层变形阶段

3 巷道支护分析

3.1 锚杆预紧力的控制作用

根据11106 工作面围岩与巷道实际，利用FLAC3D数值模拟软件搭建复合顶板岩层研究模型，具体如图5所示，模型的长、宽、高分别为40 m、1 m、17.9 m，对模型进行划分，单元和节点分别为20 580 个、30 090 个，重力加速度取值为10 m/s2，锚杆的有效锚固距离取800 mm，模型的计算模式选取大变形。根据工作面选用的锚杆型号设置锚固段参数，将每根锚杆划分pile单元为24 个，在锚杆锚固区域构建interface 单元模拟层理面为7个。

图5 数值模型

模拟给锚杆施加不同的预紧力，顶板塑性区面积如图6 所示。从图6 中看出：锚杆支护但未预紧时，顶板弯曲下沉且出现离层，浅层岩层虽由锚杆紧固于深层岩层，但其稳定性不佳，长时间风化作用下易出现失稳垮落；预紧力为30 kN，顶板塑性区面积有所减小，层理面间出现离层，岩层稳定性降低；预紧力增加至120 kN，破坏性面积显著变小，围岩的稳定性增加；升高至180 kN，几乎没有出现离层，说明高预应力锚杆能够增强支护，降低离层概率，切实提高复合顶板岩层的强度与稳固。

图6 锚杆预紧力不同时顶板塑性区面积

模拟锚杆施加不同预紧力时，顶板的垂直位移如图7 所示。从图7 可以发现：当未施加预紧力，顶板垂直位移高达186 mm，呈现明显的下沉，说明锚杆支护无法稳固岩层；不断增大预紧力，下沉位移不断变小；升高到180 kN，位移出现最大值约60 mm，说明高预应力锚杆可以显著提高岩层自承载能力。

图7 锚杆预紧力不同时顶板垂直位移情况

3.2 复合顶板巷道支护方法

1）提高锚杆（索）预紧力。当给予锚杆锚索高预紧力时，其对复合岩层的固定作用增强，岩层之间离层现象减弱，岩层的整体性较好。将锚杆更换为短锚索，预紧力能够增强4倍至6倍。

2）浅部和深部岩层联合支护。因为在应力作用下，浅层岩易出现裂痕损坏，而多个短锚索同时作用，会在浅层岩内部搭建出预应力梁；同时短锚索具有较强的刚度，会增强抗剪强度，抵抗剪切变形；长锚索作用于深岩层，会提高岩层整体的承载能力，长短锚索结合可减少因浅层岩破损造成的冒顶事故。

3）使用高刚度支护材料。利用高强度的钢筋网能提高岩层的整体性，利用W 钢带能增大浅层岩的支护面积，进一步提高顶板结构完整性。

4 现场实践

4.1 支护方案设计

11106 皮带巷支护参数：选用ϕ22 mm×4 300 mm、250 kN 预紧力的短锚索，锚固方式使用加长锚固，按照每排5 根施工，间排距为1 050 mm×1 000 mm，通过W钢带对5 根锚索进行连锁。每2 排短锚索中间施工2 根长锚索，长锚索选用ϕ22 mm×7 300 mm，其他参数都和短锚索一致。顶板的金属网选用由长度分别为5.5 m、宽度分别为1.2 m 的钢筋网和塑料网二者组合而成的双层网对顶板进行补强支护。

巷帮选用ϕ22 mm×2 400 mm 的锚杆加长锚固，转矩400 N·m；使用W钢护板、高强度拱形护板辅助锚杆支护，选择规格为3.5 m×1.2 m（长×宽）的菱形网作为网片，间排距为900 mm×1 000 mm。

4.2 围岩变形监测

支护完成后，对巷道围岩变形情况进行监测。在距离工作面开切眼100 m、200 m 的位置增设顶板离层仪，在距顶板4 m 处设置浅部基点，用LBY—3 顶板离层仪监测短锚索支护区离层值，7 m 处设置深部基点，监测短锚索、长锚索支护区离层值。在同样的两处位置增设巷道表面位移监测站，采用十字布点法，在顶底板和两帮均设置0.4 m的木桩，并依次设置上弯形测定钉、测定绳。因此，围岩岩层的变形量就可以依靠测定绳来获取。

图8 为顶板离层仪监测情况，从图8 可以发现：100 m 处的监测数值，浅部离层最大值16 mm，深部11 mm；200 m 处的离层最大值分别为浅部29 mm、深部10 mm。以上数据表明巷道顶板浅部和深部的离层值都相对较小，巷道围岩保持了较好的稳定性。

图8 顶板离层监测曲线

同时借助钻孔窥视仪观测巷道顶板，钻孔内处于煤岩分界面区域的孔壁几乎未发生较大的剪切变形量，表面巷道顶板保持良好的完整性，基本与顶板离层仪观测情况一致。

图9 为巷道表面位移监测曲线，从图9 可以发现：100 m、200 m 处的监测数值，巷道顶板下沉量最大值分别是29 mm、41 mm，分别占巷道最初高度为0.9%、1.3%，两帮移近量最大值各是58 mm、76 mm，占巷道最初宽度的1.2%、1.6%。二者数据对比看出，各项指标无太大变化，围岩较完

图9 巷道围岩变形监测曲线

5 结论

1）影响巷道稳定性主要集中在浅部岩层，其离层现象较显著；锚杆设在顶角和顶板两侧，于煤岩分界面发生显著剪切变形；设在顶板中间，煤岩分界面变形较小，但处于弱胶结岩层和锚杆锚固段与自由段分界面的变形较大；从巷道掘进初期至掘进完成后，顶板岩层经历原岩——稳定——临界失稳——失稳四个状态过程。

2）通过数值模拟发现，无预紧力或预紧力较小时，锚杆不能充分支护顶板，浅部离层较多；随着预紧力升高，顶板的离层量、下沉量不断下降。高预应力锚杆明显增强了围岩的自承载能力，具有良好的主动支护作用。

3）按照模拟结果，在德顺煤业11106 工作面进行现场实验，采用长短锚索相结合的支护方式并进行位移监测。监测结果显示，浅部、深部离层值均很小，顶板下沉量、两帮移近量变化较小，表明该支护方式可以较好地保持巷道围岩的稳定性与完整性。