鎮(zhèn)城底礦復合松軟巖層頂板巷道錨網(wǎng)聯(lián)合支護研究

劉 君

（山西焦煤集團公司，太原 030024）

1 工程概述

鎮(zhèn)城底礦位于西山煤田西北隅，地質(zhì)較復雜，斷層、褶曲、陷落柱發(fā)育，主采2.3號和8號煤層，頂板存在煤線互層，多為炭質(zhì)泥巖，較松軟、易垮落、不穩(wěn)定；過去多用架棚支護，支護效果差，巷道變形量大，支護費用高，安全生產(chǎn)壓力很大。特別是2.3號煤層為復合松軟巖層頂板，回采巷道采用錨網(wǎng)噴聯(lián)合支護（以淘汰過去的架棚支護）。

2 建立力學模型

1）力學參數(shù)：根據(jù)某綜采工作面實際，2.3號煤頂板為12 m的細砂巖或砂質(zhì)泥巖，含0.45 m和0.3 m的兩層煤線，分別位于回采巷道頂板0.6 m和2.1 m處；2.3號煤層厚2.7 m；底板為厚度6.3 m的砂質(zhì)泥巖。巷道位于煤層中，巷寬4.0 m，高2.7 m。據(jù)實驗室測定，砂質(zhì)泥巖試樣單向抗壓強度49.4～53.0 MPa，平均52.20 MPa；抗拉強度2.760～3.360 MPa，平均3.23 MPa；彈性模量17 000～17 300 MPa。煤層巖樣單向抗壓強度4.4～5.1 MPa，平均 4.960 MPa；抗拉強度 0.290～0.340 MPa，平均0.30 MPa；彈性模量5 200～5 300 MPa。鎮(zhèn)城底礦選用的錨桿：L=2.0 m，=20 mm，錨固長度：頂板0.9 m，巷幫0.3 m。錨索：L=5.5 m，錨固長度:1.5 m。錨固劑:彈性模量20 000 MPa，錨桿、錨索的彈性模量按伸長率折算4 000 MPa。

2）模型參數(shù)：考慮到計算機容量和計算量龐大，需建立兩個力學模型，模擬兩種不同狀態(tài)，見圖1。圖中1-aⅠ模型：巷道在實體煤中開掘，位于尚未擾動過的煤層內(nèi)，稱為煤-煤類型。1-bⅡ模型：巷道一側(cè)為實體煤，一側(cè)為煤柱（煤柱寬3 m），煤柱以外為已穩(wěn)定采空區(qū)，稱為煤-煤柱類型。

圖1 模型示意圖

3）邊界條件：按照開采實際有兩種開采深度：250 m（目前采深）和400 m（礦井預計最大采深）。圍巖載荷 σv=γH，取 γ=0.025 N/cm3。

①Ⅰ模型（煤-煤類型）巷道在煤層內(nèi)掘進時，圍巖載荷經(jīng)歷兩個階段：一階段為初始階段，圍巖載荷為周圍巖體的原巖應力：250 m開采深度，σv=0.025×250=6.25 MPa；400 m 開采深度，σv=0.025×400=10.00 MPa。二階段為采動影響階段，圍巖載荷主要為受本工作面礦山壓力作用，其圍巖載荷計算：250 m開采深度，K=0.000 3×250+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.64，σv=1.64×0.025×250=10.25 MPa；400 m 開采深度，K=0.000 3×400+0.101 9×1.25-0.059 5×2.7-0.050 2×65+4.881 8=1.69，σv=1.69×0.025×400=16.90 MPa。

②Ⅱ模型（煤-煤柱類型）巷道一側(cè)為實體煤，一側(cè)為煤柱，巷道沿采空區(qū)掘進，圍巖載荷經(jīng)歷兩個階段：一階段為初始階段，巷道處于上區(qū)段采空區(qū)的支承壓力帶中，圍巖載荷為受采空區(qū)礦山壓力作用：250 m開采深度，σv=10.25 MPa；400 m 開采深度，σv=16.90 MPa。二階段為本工作面回采采動影響階段，主要受本工作面礦山壓力作用：250 m開采深度，σv=10.25+（10.65-6.25）=14.25 MPa；400 m 開采深度，σv=16.90+（16.90-10.00）=23.80 MPa。

3 巷道受力后頂板變形及斷裂垮落情況

礦井巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，圍巖塑性區(qū)域和破斷區(qū)域的變形會出現(xiàn)增長，研究對巷道圍巖的控制，應使巷道受力后的頂板變形和斷裂垮落控制在可控范圍內(nèi)。

1）對于Ⅰ模型（煤-煤類型）：250 m開采深度，一階段模擬圍巖受力6.25 MPa，二階段模擬圍巖受力10.25 MPa；400 m開采深度，一階段模擬圍巖受力10.00 MPa，二階段模擬圍巖受力16.90 MPa。

2）對于Ⅱ模型（煤-煤柱類型）：250 m開采深度，一階段模擬圍巖受力10.25 MPa，二階段模擬圍巖受力14.25 MPa；400 m開采深度，一階段模擬圍巖受力16.90 MPa，第二時期模擬圍巖受力23.80 MPa。

3）兩種模型目前采深250m時，頂板下沉量與時間變化的關系，見圖2。目前采深和礦井最大開采深度頂板變形及斷裂垮落的測量數(shù)據(jù)，如表1所示。

圖2 兩種模型目前采深250 m開采深度時頂板下沉量與時間變化的關系圖

4）通過數(shù)據(jù)分析，得出如下結(jié)論：①Ⅰ模型實體煤中的礦井巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，圍巖變形存在兩個快速期和一個慢速期。第一次快速期是在巷道開口時，煤層破壞，圍巖應力重新分布，圍巖變形塑性區(qū)快速形成，此時變形每日幾十毫米，其后塑性變形趨于穩(wěn)定，進入慢速變形期，但圍巖由于受變形影響，破壞仍在繼續(xù)，但變形的速度降低1～2個數(shù)量級。在工作面前方50 m左右，巷道圍巖變形進入第二次快速變形期，越接近工作面，巷道壓力越大，約為第一期的2倍左右。②Ⅱ模型巷道一側(cè)為實體煤，一側(cè)為3 m寬煤柱，巷道沿采空區(qū)掘進的巷道從開口開掘到封閉棄用，受礦山壓力影響，巷道圍巖變形同樣存在3個時期，但是由于煤柱對巷道起到分擔壓力的作用，此時巷道圍巖變形的速度和變形的程度都較Ⅰ模型在實體煤中的大。③通過分析，以上兩種情況下的回采巷道，都要經(jīng)受礦山壓力作用兩個階段。對于Ⅰ模型實體煤中的巷道，巷道開口的初始期和臨近工作面的第二次快速變形期內(nèi)的頂?shù)装逡平糠謩e占總移近量的54%～60%和40%～46%，兩個階段內(nèi)的巷幫移近量各占總移近量的50%。對于Ⅱ模型巷道一側(cè)為實體煤，一側(cè)為3 m寬煤柱，巷道沿采空區(qū)掘進的巷道，巷道開口的初始期和臨近工作面的第二次快速變形期內(nèi)的頂?shù)装逡平糠謩e占總移近量的70%～73%和27%～30%。兩個階段內(nèi)的巷幫移近量分別占總移近量的65%和35%。

表1 目前采深和礦井最大開采深度頂板變形及斷裂垮落的測量數(shù)據(jù)

4 不同支護條件下的支護效果

1）試驗巷道，實測不同支護時的頂板下沉量分別為：頂板布置3根錨桿時控制頂板下沉量減少28%，布置5根錨桿時控制頂板下沉量減少36%，布置2根錨索時控制頂板下沉量減少9%。煤柱側(cè)布置2根幫錨桿時控制兩幫移近量減少55%，布置3根幫錨桿時控制兩幫移近量減少73%；實體煤側(cè)布置2根幫錨桿時控制兩幫移近量減少49%，布置3根幫錨桿時控制兩幫移近量減少74%。

2）試驗巷道，實測不同支護下的圍巖破壞變形范圍分別為：頂板布置5根錨桿時控制頂板破斷深度減少12%，布置1根錨索時控制頂板破斷深度減少56%。實體煤側(cè)巷幫布置3根幫錨桿時控制巷幫破斷深度減少27%。

5 試驗結(jié)果及結(jié)論

1）試驗結(jié)果：對于實體煤中巷道采用錨桿+W鋼帶，錨索補強形式；一側(cè)為實體煤，一側(cè)為采空區(qū)巷道的250 m開采深度的支護采用錨桿+W鋼帶，錨索補強；400 m開采深度的支護采用錨桿+W鋼帶+金屬網(wǎng)，錨索補強。試驗巷道實測時，采用錨-網(wǎng)-錨索+噴漿聯(lián)合支護，鎮(zhèn)城底礦2.3號煤層復合松軟巖層頂板巷道變形得到有效控制，其頂板下沉量在76 mm以內(nèi)，巷幫移近量在210 mm以內(nèi)，主要由于兩幫煤體松軟，兩幫變形較大，頂板下沉量較小，巷道支護整體在保證安全和使用的范圍內(nèi)。經(jīng)測定，頂板錨桿受力平均32.0 kN，幫錨桿受力平均27.0 kN，錨索預緊后受力平均58.0 kN，均處于規(guī)范規(guī)定的25%～50%范圍內(nèi)，說明錨桿、錨索工作情況很好，滿足使用要求和技術規(guī)定。試驗巷道礦壓監(jiān)測也得到驗證，錨桿-錨索聯(lián)合支護有效控制鎮(zhèn)城底礦2.3號煤層復合松軟巖層頂板的強烈變形，抑制了冒頂和片幫等現(xiàn)象。

2）經(jīng)鎮(zhèn)城底礦的實例證明，對于復合松軟巖層頂板，開采深度加大或布置煤柱護巷的巷道，只要支護參數(shù)選擇合理，采用錨桿-錨索聯(lián)合支護和預應力錨索方法是可滿足巷道支護要求的。特別是目前錨網(wǎng)支護已經(jīng)全面普及，但其原理和支護參數(shù)并沒有嚴格規(guī)范的計算和試驗依據(jù)。本文研究的數(shù)值模擬方法就是為解決這一問題提供途徑，為支護形式的選擇和支護參數(shù)的設計提供參考依據(jù)，提高設計可靠性，為聯(lián)合支護推廣應用奠定理論和實踐基礎。

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[4]劉君.松軟復合頂板條件下回采巷道錨網(wǎng)聯(lián)合支護研究[D],徐州：中國礦業(yè)大學，2011.