厚煤切頂巷道頂板圍巖支護承載穩(wěn)定性分析

張 懿，張向陽，卜慶為,2，李修冠

(1.安徽理工大學 礦業(yè)工程學院，安徽 淮南 232001；2.內(nèi)蒙古科技大學 礦業(yè)與煤炭學院，內(nèi)蒙古 包頭 014010)

深部開采遇強采動礦壓工況日益增多，為確保工作面和巷道的支護穩(wěn)定，爆破切頂卸壓技術得到普遍實施[1]，但爆破動載影響和堅硬巖層切落來壓致使切頂巷道頂板圍巖失穩(wěn)隱患加劇，特別是厚煤層、厚泥巖等易離層破碎的煤巖頂板，切頂巷道冒頂失穩(wěn)隱患更為嚴重。而隨著爆破切頂卸壓技術的普遍實施，針對切頂巷道頂板圍巖穩(wěn)定性控制的研究已顯得尤為重要。

為解決切頂巷道的頂板圍巖穩(wěn)定性控制問題，諸多專家學者展開了深入研究，并取得頗多成果。王炯[2]、楊紎運[3]等揭示了切頂成巷結構演化過程；王方田[4]、張百勝[5]、張農(nóng)[6]等發(fā)現(xiàn)煤巷僅通過常規(guī)切頂卸壓和錨桿支護難以實現(xiàn)巷道圍巖的穩(wěn)定；王新豐[7]等發(fā)現(xiàn)垂直應力與水平應力耦合作用引發(fā)圍巖變形破壞。郭金剛[8]等指出對于硬厚基本頂巷道，切縫不貫穿基本頂也可將其切落，配合支護技術即可起到良好的留巷效果；劉嘯[9]等提出增加巷內(nèi)臨時支護體數(shù)量、減小錨桿支護間排距及提高錨桿預糿力等可提高頂?shù)装宓姆€(wěn)定性；康紎普[10-12]等針對普通錨桿難以在復雜條件巷道中有效支護，首次提出了高預應力錨桿成套支護技術；余偉健[13]等針對深井厚煤復合頂板巷道提出了以“預應力大剛度桁架錨糾梁”為核心的綜合控制技術。馬新根[14]、姚強嶺[15]、何富連[16]、張坤[17]、勾攀峰[18]等通過不同的理論分析，針對厚煤層、切頂巷道提出不同的支護方案；范德源[19]等證明對巷旁切頂巷道采用注漿錨糾支護方案可以有效降低巷道圍巖位移量；王玉林[20]、鄒德均[21]等針對煤層松軟的巷道分別提出柔?；炷僚浜襄^桿(糾)、錨網(wǎng)帶糾梁耦合的支護技術；陳上元[22]等將切頂留巷分為超前影響區(qū) 、 留巷變形區(qū)和留巷穩(wěn)定區(qū)3個區(qū)域，并提出相應的支護方案；王根盛[23]提出設計1種垛式支架，有效保證了工作效率。

目前，切頂巷道的頂板圍巖穩(wěn)定性控制以錨桿錨糾聯(lián)合支護最為常見，但對于厚煤層、厚泥巖等易離層破碎的煤巖頂板條件支護效果有限[24]，主要原因在于錨桿(糾)的著錨煤巖層的錨固強度低，無法有效提供錨桿(糾)錨固力。因此，需要通過其他支護對策實現(xiàn)對切頂巷道的頂板圍巖穩(wěn)定性控制。為此，筆者以唐家會煤礦61304工作面輔助運輸巷為工程背景，通過數(shù)值模擬、力學分析、現(xiàn)場實踐等方法，首先分析厚煤切頂巷道的圍巖破壞規(guī)律和頂板受力特征，提出以單體液壓支柱支護為承載體的切頂巷道厚煤頂板支護控制對策，構建單體支柱頂板承載力學模型，對其力學承載機理及其規(guī)律進行分析，并通過數(shù)值模擬進行支護控制效果驗證，進而實現(xiàn)科學的厚硬切頂巷道的頂板圍巖控制，為煤炭資源安全高效開采提供科學技術支撐。

1 厚煤硬頂條件切頂巷道采動失穩(wěn)影響

1.1 工程概況

唐家會煤礦位于鄂爾多斯市準格爾旗，主采6煤層，平均煤層厚度紒16.8 m，采用綜放開采方式，采高4.5 m，放煤高度12.3 m，煤層頂?shù)装宓膸r性特征如圖1所示，其中煤層直接頂為4.5 m厚泥巖，基本頂為15.8 m厚紮粒砂巖，該巖層較堅硬。當前該礦開采61304工作面，工作面走向長度2 141 m，傾向長度240 m，巷道布置如圖2所示。受煤層厚硬基本頂?shù)膹姴蓜拥V壓影響，在該工作面的輔助運輸巷實施了預裂切頂爆破，鉆孔傾角偏向采空區(qū)80°，孔深48 m，孔間距800 mm，以消除強采動礦壓顯現(xiàn)影響，使工作面的安全高效生產(chǎn)得到保障。

圖1 巖層結構柱狀Fig.1 Rock stratum structure

圖2 巷道布置平面圖Fig.2 Roadway layout plan

工程現(xiàn)場回采巷道實施切頂爆破后，有效避免了大規(guī)模的強采動礦壓顯現(xiàn)的發(fā)生，提高了煤炭資源采出率。但根據(jù)現(xiàn)場調(diào)研獲悉：由于切頂開采沿底掘進，頂板又是十幾米的厚煤層，加之破斷厚硬基本頂來壓顯現(xiàn)，進而導致切頂回采巷道頂板在超前采動階段呈現(xiàn)較明顯的破壞變形，現(xiàn)場錨桿(糾)支護負擔嚴重，如何確保厚煤硬頂條件切頂巷道支護的穩(wěn)定，對該工作面和該礦的安全生產(chǎn)至關重要。

1.2 切頂巷道頂板圍巖采動失穩(wěn)影響特征

針對厚煤硬頂條件切頂巷道，切頂爆破加劇了回采巷道厚煤頂板的采動來壓顯現(xiàn)，同時由于爆破切頂?shù)膭虞d損傷影響，切頂巷道厚煤頂板的破壞失穩(wěn)冒落隱患進一步加劇。厚煤硬頂條件切頂巷道存在如下安全失穩(wěn)影響：

(1)回采巷道爆破切頂后，頂板厚硬巖層的連續(xù)承載作用發(fā)生改變，致使超前采動影響對切頂巷道厚煤頂板圍巖的來壓作用明顯加劇。

(2)切頂爆破的動載影響在一定程度上造成厚煤層內(nèi)部裂隙發(fā)育加劇，致使巷道厚煤頂板的冒落失穩(wěn)傾向進一步加劇。

(3)巷道頂板深部圍巖由于切頂爆破后，受到超前采動的影響，破壞演化加劇，導致錨桿(糾)錨固支護作用效果降低，不利于錨桿(糾)的主動支護穩(wěn)定。

(4)由于煤層自身強度低，在超前采動影響階段，回采巷道12.3 m的厚煤頂板錨糾懸吊作用有限，被動支護成為超前采動影響下切頂巷道穩(wěn)定性控制的關鍵因糽。

2 切頂巷道支護結構力學分析

結合上文對厚煤硬頂條件切頂巷道頂板采動失穩(wěn)影響的分析，被動支護是厚煤硬頂條件切頂巷道穩(wěn)定性控制的關鍵途徑。因此，對厚煤硬頂條件切頂巷道超前采動支護擬采取單體支柱被動支護方式，并對單體支柱的被動支護結構穩(wěn)定性進行力學分析。

2.1 巷道頂板支護結構力學建模

由上文可知，巷道頂板受超前采動影響，巷道頂板圍巖的破壞程度加劇，如圖3所示。假設巷道頂板作為承載結構，在巷間圍巖破壞不貫通的前提下，根據(jù)承受上方煤體、直接頂和切頂后失去連續(xù)承載作用的厚硬巖層頂板的荷載，建立頂板錨固體應力分析模型，如圖4所示。

圖3 切頂巷道圍巖破壞特征Fig.3 Failure characteristics of surrounding rock of roof cutting roadway

圖4 巷道頂板單體支柱被動支護結構力學模型Fig.4 Mechanical model of single passive support structure of roadway roof

為簡化模型構建及便于求解，做如下假定：

(1)頂板為均質(zhì)巖體，承受頂板自重和上方破碎巖體的非緊性荷載；

(2)頂板冒落拱下的錨固體可以視為梁結構模型；

(3)巷道處于平面應變狀態(tài)，巷道軸向長度為1個單位；

(4)單體液壓支柱在穩(wěn)定工作的前提下視為剛體。

2.2 單體支柱被動支護承載結構力學分析

根據(jù)普氏冒落拱理論[25]，得到冒落拱高度為

式中，a為半巷道寬度，m；λ為側向采動應力系數(shù)；f為摩擦因數(shù)；K為安全系數(shù)。

巷道中部荷載極值q1為

式中，γ為頂板巖層體積力，kN/m2。

冒落拱范圍內(nèi)水平方向各荷載函數(shù)q2(x)為

式中，q2為簡支梁上所受非緊性荷載，kN/m；L為簡支梁結構長度，m。

由疊加法[26]將簡支梁受多個荷載作用下的變形分解成受非緊性荷載和集中反力作用下的變形。

(1)在非線性荷載作用下簡支梁的撓曲線方程

在非緊性載荷作用下簡支梁的撓曲緊方程為

式中，1ω為在非緊性荷載作用下簡支梁的彎曲變形；E為梁結構彈性模量；I為矩形截面梁極慣性矩，m4。

由撓曲緊方程可得

式中，C1，D1，E1，F(xiàn)1為待定系數(shù)。

由邊界條件

解得

整理得，在非緊性荷載作用下簡支梁結構彎曲變形方程為

將式(3)代入式(9)可得

(2)在集中反力作用下簡支梁的彎矩方程

在集中反力作用下簡支梁的彎矩方程為

式中，MFi為在集中反力作用下簡支梁結構的彎矩，i表示單體支柱所在位置，i=1，2，?，n；Fi為簡支梁結構下邊界集中反力；li為簡支梁結構下邊界集中反力Fi到左端點的水平距離。

由彎矩方程可得

式中，ωFi為在集中反力作用下簡支梁結構的彎曲變形；CFi1，CFi2，DFi1，DFi2為待定系數(shù)。

解得

整理得，在集中反力Fi作用下簡支梁結構彎曲變形方程為

根據(jù)疊加原理，在多個集中反力作用下簡支梁結構彎曲變形方程為

式中，lj為簡支梁中所求j點所在位置。

為便于求解，將式(16)以矩陣形式展開，整理得

對式(17)采取矩陣計算即可求得不同跨度簡支梁各個點的集中反力Fi，即單體支撐力。

2.3 主要影響因素分析

不同條件下，單體液壓支柱支撐力有所差異，為了探究不同因糽對支撐力的影響特征，以61304工作面輔助運輸巷頂板條件為算例，采用控制變量法對單體支柱數(shù)量、巷道寬度和荷載等主要影響因糽進行分析。算例分析初始條件為：頂板所受荷載為60 kN/m2，巷道寬度為6 m，采用2根單體液壓支柱，將數(shù)據(jù)代入式(17)，從單體支柱支撐力方面進行算例分析，并揭示影響巷道頂板單體支柱被動支護結構穩(wěn)定性的影響規(guī)律特征。

2.3.1 單體支柱數(shù)量對單體支撐力的影響

頂板所受荷載為60 kN/m2，寬度為6 m的巷道，采用不同數(shù)量單體液壓支柱時的單體支撐力如圖5所示。

圖5 單體支柱數(shù)量對單體支撐力的影響Fig.5 Influence of monomer quantity on monomer support force

由圖5可知，單體支撐力與單體支柱數(shù)量成反比，隨著單體支柱數(shù)量的增加，支撐力逐漸減小，且應力呈對稱分布。當采用1根單體支柱支護(方案Ⅰ)時支撐力最大，為183 kN；采用5根單體支柱支護(方案Ⅴ)時最大支撐力為60.01 kN。隨著單體數(shù)量的增加支撐力減小，但當數(shù)量增加到一定值后，降幅不明顯，在考慮經(jīng)濟安全的情況下，不建議采用過多的單體液壓支柱。

2.3.2 巷道寬度對單體支撐力的影響

頂板受荷載60 kN/m2，采用2根單體液壓支柱，當巷道寬度不同時的單體支撐力如圖6所示。由圖6可知，單體支撐力與巷道寬度成正比，即巷道寬度越大，支撐力越大。當巷道寬度為8 m時單體支撐力為253.68 kN；當巷道寬度為6 m時單體支撐力為107.02 kN。在保證生產(chǎn)工作正常進行的情況下，巷道寬度不宜過大，建議巷寬不超過6 m。

圖6 巷道寬度對單體支撐力的影響Fig.6 Influence of roadway width on single support force

2.3.3 荷載對單體支撐力的影響

巷道寬度為6 m的巷道頂板承受不同荷載時，采用2根單體液壓支柱的單體支撐力如圖7所示。

圖7 荷載對單體支撐力的影響Fig.7 Influence of load on single support force

由圖7可知，單體支撐力與頂板承受荷載成正比，即荷載越大，支撐力越大。當巷道頂板承受100 kN/m2荷載時單體支撐力為178.37 kN。因此為了保證安全，應減小巷道頂板所承受的荷載。

2.3.4 支護間距對單體支撐力的影響

寬度為6 m的巷道，頂板承受60 kN/m2荷載，當2根單體液壓支柱支護間距不同時的單體支撐力如圖8所示。由圖8可知，當支柱間距不同時單體支撐力也不同，當間距為5 m(方案Ⅰ)時，單體支撐力為320.26 kN；當間距為4 m(方案Ⅱ)時，單體支撐力為176.71 kN；當間距為2 m(方案Ⅲ)時，單體支撐力為107.02 kN。由此可知支護間距越短，單體支撐力越小。

圖8 支護間距對單體支撐力的影響Fig.8 Influence of support spacing on single support force

3 切頂巷道頂板支護控制應用分析

3.1 切頂巷道采動應力環(huán)境分析

采用FLAC3D模擬分析厚煤硬頂條件下巷道切頂后頂板的力學失穩(wěn)特征，選取x軸為工作面傾向，y軸為工作面推進方向，z軸為垂直方向，數(shù)值模型尺寸為：長×寬×高=652 m×720 m×383.9 m，開采工作面寬度240 m，回采巷道斷面為矩形且尺寸為：長×高=6 m×4 m，數(shù)值模型共計劃分為862 140個單元。模型四周及底邊界施加位移紒束，初始原巖應力環(huán)境為13 MPa(主采煤層埋深520 m，平均密度2 500 kg/m3

)。根據(jù)該礦所提供的相關地質(zhì)資料獲悉煤巖層的物理力學參數(shù)，見表1。三維模型計算的本構關系采用Mohr-Coulomb強度準則，采用interface模擬切頂成縫斷裂，進而對厚煤硬頂條件下巷道切頂后頂板的力學失穩(wěn)情況進行數(shù)值模擬分析。

表1 巖石力學參數(shù)Table 1 Rock mechanical parameters

以切頂巷道錨桿錨固范圍的淺部圍巖為研究對象，在巷道超前采動影響階段(距工作面2 m位置)，如圖9(a)～(b)所示，側向采動水平應力平均為7.57 MPa，上部采動垂直應力平均為11.71 MPa，該位置頂板垂直應力環(huán)境明顯高于水平應力環(huán)境，且側向應力系數(shù)達0.6；從頂板的采動應力分布特征來看，如圖9(c)所示，距離工作面煤壁越近，頂板垂直應力增幅越明顯，而水平應力增幅較小，頂板側向應力系數(shù)呈現(xiàn)減小特征；結合式(1)計算分析可知，側向應力系數(shù)越小，巷道頂板的冒落高度越大，相應地巷道冒頂隱患越嚴重，應及時采取補強支護來避免工作面超前采動巷道發(fā)生冒頂失穩(wěn)。

圖9 距離工作面2 m巷道圍巖應力云圖及側向采動應力系數(shù)Fig.9 Stress nephogram and lateral mining stress coefficient curve of roadway surrounding rock 2 m away from the working face

3.2 工程計算

根據(jù)3.1節(jié)切頂巷道采動應力環(huán)境分析可知，越靠近工作面位置處受采動影響越嚴重，本節(jié)以超前影響階段(距工作面2 m位置)的巷道頂板為研究對象進行工程算例分析。已知61304工作面輔助運輸巷的寬度為5.7 m，考慮巷幫圍巖破壞深度為2 m，近似取巷道頂板梁跨度L=10 m，a=L/2=5 m，煤巖摩擦因數(shù)f=0.6，取距工作面2 m位置的側向采動應力系數(shù)λ=0.6，考慮頂板冒落安全系數(shù)K取1.5。

由式(1)計算得

頂板巖層體積力取25 kN/m2，將其代入式(2)得

(1)當采用3根單體支柱對巷道進行支護時，可將巷道視為四跨簡支梁，將式(22)所求載荷代入式(17)，解得FI＝184.80 kN，F(xiàn)II＝245.33 kN，F(xiàn)III＝184.80 kN。

(2)當采用4根單體支柱對巷道進行支護時，可將巷道視為五跨簡支梁，將式(22)所求載荷代入式(17)，解得FI＝126.04 kN，F(xiàn)II＝188.58 kN，F(xiàn)III＝188.58 kN，F(xiàn)Ⅳ＝126.04 kN。

(3)當采用5根單體支柱對巷道進行支護時，可將巷道視為六跨簡支梁，將式(22)所求荷載代入式(17)，解得FI=91.14 kN，F(xiàn)II=145.51 kN，F(xiàn)III=163.77 kN，F(xiàn)Ⅳ＝145.51 kN，F(xiàn)Ⅴ＝91.14 kN。

3種支護方案所求最大支撐力分別為245.33，188.58，163.77 kN，設備富余系數(shù)取1.2，則取4根單體液壓支柱進行支護即可滿足生產(chǎn)需求，通過查閱相關資料可知DW45-250/110X型單體支柱最大工作阻力為250 kN，同時考慮現(xiàn)場通行條件，采用4根單體液壓支柱支護為最優(yōu)方案。

3.3 工程實施方案設計

根據(jù)唐家會煤礦現(xiàn)場工程實際，結合理論分析提出巷道采用單體液壓支柱配合錨糾網(wǎng)的聯(lián)合支護形式。

具體支護方案：頂板采用錨桿+錨糾+金屬網(wǎng)的主動支護方式，錨桿規(guī)格?20 mm×2 500 mm，間排距850 mm×1 000 mm，按4-6隔排布置；錨糾規(guī)格?21.6 mm×8 300 mm，間排距2 550 mm×1 000 mm，按3-1隔排布置；兩幫采用錨桿+金屬網(wǎng)的主動支護方式，錨桿規(guī)格?18 mm×2 200 mm，間排距800 mm×1 000 mm；采用DW45-250/110X型單體支柱超前10 m進行支護，一排設置4根單體支柱，間排距1 600 mm×1 000 mm，如圖10所示。

圖10 支護方案Fig.10 Support scheme

3.4 切頂巷道頂板支護控制數(shù)值分析

以上文數(shù)值模型為基礎，在巷道內(nèi)部根據(jù)具體支護方案采用Cable設置錨桿(糾)、采用Beam設置單體液壓支柱進行支護，建立數(shù)值模型。相關物理力學參數(shù)見表2。圖11為距離工作面2 m巷道圍巖受力破壞云圖，由圖11可知，在距離工作面2 m處，超前采動應力為41.57 MPa，靠近切緊位置處巷道頂板承載最大，最大垂直應力為16.57 MPa，巷道頂板及采場的圍巖破壞嚴重。

表2 單體支柱及錨桿(索)力學參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of single column and anchor cable

圖11 距離工作面2 m巷道圍巖受力破壞云圖Fig.11 Cloud diagram of stress failure of roadway surrounding rock 2 m away from the working face

通過提取距離工作面0～50 m范圍內(nèi)單體支撐力的數(shù)據(jù)繪制圖12。

圖12 切頂巷道單體支柱支撐力模擬結果Fig.12 Simulation results of single support force of single column in roof cutting roadway

由圖12可知，Ⅱ、Ⅲ號單體支柱承受最大支撐力為155.47 kN，Ⅰ、Ⅳ號單體支柱承受最大支撐力為118.22 kN。位于巷道中部的支柱承載應力大于巷幫側支柱承載應力，滿足力學分析結果。

由上文計算可知，采用4根單體支柱支護時，4根單體受力分別為FⅠ=126.04 kN，F(xiàn)Ⅱ=188.58 kN，F(xiàn)Ⅲ=188.58 kN，F(xiàn)Ⅳ=126.04 kN，遠大于數(shù)值模擬結果，證明工程實施方案切實可行，單體支柱被動支護可以有效阻止因厚煤層頂板自身力學強度相對較低，超前采動影響下切頂巷道頂板圍巖采動失穩(wěn)的加劇，保證了巷道的穩(wěn)定性。

4 工程實踐效果分析

為了驗證61304輔助運輸巷支護效果，采用十字布點法對切頂卸壓巷道進行變形監(jiān)測?，F(xiàn)場監(jiān)測結果如圖13所示。在靠近工作面位置，巷道頂板最大變形量達271 mm，通過對現(xiàn)場數(shù)據(jù)進行趨勢擬合，并與數(shù)值模擬進行對比分析表明：在靠近工作面煤壁位置，現(xiàn)場巷道的變形趨勢與數(shù)值模擬結果較為接近，在遠離工作面煤壁的位置，現(xiàn)場監(jiān)測結果小于模擬結果；總體來看，現(xiàn)場實測變形量在預期可控范圍內(nèi)，現(xiàn)場支護構件承載穩(wěn)定，切頂巷道被動支護控制效果良好。

圖13 切頂巷道圍巖變形實測與數(shù)值模擬效果對比Fig.13 Comparison of measured results with numerical simulation results of surrounding rock deformation of roof cutting

5 結 論

(1)厚煤切頂巷道錨桿(糾)錨固懸吊作用有限，且巷道圍巖受超前采動的影響，被動支護成為超前采動影響下切頂巷道穩(wěn)定性控制的關鍵因糽。

(2)提出以單體液壓支柱支護為承載體的切頂巷道的厚煤頂板支護控制對策，構建了單體支柱頂板承載結構力學模型。

(3)揭示出巷道寬度、被動支護方式(單體支柱的數(shù)量、間距、位置、工作阻力等)是影響厚煤切頂巷道穩(wěn)定性的關鍵，合理布置能夠?qū)崿F(xiàn)超前采動影響下切頂巷道控制的穩(wěn)定性。