大跨度切巷特厚软弱顶板稳定性控制技术研究

朱晓庆

（同煤集团雁崖煤业有限公司，山西 大同037031）

随着经济的发展，我国对煤炭的消耗量与日俱增，2012年我国煤炭开采总产量达到36.6亿吨，然而在此过程中，煤矿安全问题并未得到根本性的改变，每年都有数以千计的工人死于煤矿事故，尤其是在煤矿顶板事故及其控制技术方面，从2001年后，顶板事故死亡人数开始超过瓦斯、涌水等单项事故死亡人数，在煤矿事故中开始占据主导地位，其所占比例从1998年的26.5%逐渐增加到2006年后的40%左右，并有进一步上升的趋势（见图1）。

图1 各类事故死亡人数所占比例

巷道跨度及顶板岩性无疑是影响巷道顶板稳定性的两大重要因素〔1－3〕，为适应机械化开采的发展，巷道跨度逐渐增加，尤其是回采面切巷部分，在同煤集团雁崖煤矿二叠纪山4＃层三盘区的8301首采工作面，其切巷跨度达到7.8m，给顶板的变形破坏带来了极大的风险，此外，该切巷上部存在较厚的高岭岩、煤线、泥岩等软弱围岩，降低了支护结构性能的发挥。本文以上述切巷为研究对象，分析大跨度巷道顶板冒落破坏的机理，提出“重减跨－强护表－建整体”的支护理念，并进行工业性实验，效果良好。

1 工程概况

雁崖煤矿8301工作面位于1070水平，山4＃层三盘区西翼。工作面西部、南部为实煤区，东部为盘区辅运巷、皮带巷、回风巷，北部为8302工作面，正在掘进中。工作面距上部14＃煤层层间距为270～330m，距地表的距离为400～458m。设计走向长度2072.4～2106.6m，可采走向长度1842.5m，倾斜长度228m，煤层厚度为3.4m，容重1.47t／m3。

山4＃煤层为半亮型、暗淡型煤，玻璃光泽，块状，总厚度为2.9～4.2m，煤层中普遍含有2～3层夹石，局部含有1层夹石，夹石岩性为黑色炭质泥岩，灰黑色砂质泥岩，灰褐色高岭岩。直接顶以高岭岩为主，老顶为泥岩，二者之间还含有1层煤线，软弱顶板总厚度达到20多米，详细地质情况见图2。

图2 钻孔地质柱状

2 大跨度切巷特厚软弱顶板破坏机理分析

造成巷道顶板冒落破坏的本质是围岩体的破碎，而破碎则由众多裂缝相互交错形成，当拉应力超过岩体的抗拉强度后，顶板出现拉裂缝，而剪应力超过岩体的抗剪强度后，顶板也会产生剪裂缝。对于雁崖煤矿8301工作面切巷来说，巷道的大跨度和顶板的软弱岩体无疑是造成巷道顶板冒落破坏的重要因素。

2.1 跨度对顶板稳定性的影响分析

根据弹塑性力学，巷道顶板可以简化为均布载荷q和两端张力S作用下两边固支的无限长薄板进行计算（见图3）。

图3 巷道顶板计算模型

对挠度曲线方程式（1）进行求导：

可推导得到最大挠度为：

式中：w为岩层挠度，m；n、an为系数；l为岩层宽度，m；S为岩层张力，kN／m；E为岩层弹性模量，MPa；h为岩层厚度，m；μ为岩层泊松比。

由式（2）可知，随着巷道跨度的增加，其顶板最大下沉量呈4次函数增加，对于8301工作面切巷，其跨度为该工作面顺槽跨度（4.8m）的1.625倍，其它条件不变时，前者变形是后者的6.97倍。顶板下沉量的增加势必引起下表面岩体内部拉应力的上升，而岩体的抗拉强度往往只有抗压强度的1／10左右，使得岩体率先出现拉裂缝。在顶板稳定性控制时，应采取一定的措施，尽量降低顶板的跨度。

2.2 岩性对顶板稳定性的影响

顶板岩性对其稳定性的影响主要体现在自身对外部荷载的承载力和对支护结构的承载力两个方面，8301工作面切巷顶板是20多米厚的高岭岩、煤线和泥岩等软弱岩体，该类岩体裂隙发育、粘聚力和内摩擦角小，尤其是两层岩体之间的煤线，使原本不良的顶板地质条件变得更加恶劣，下部高岭岩和上部泥岩在煤线处发生离层的可能性增加，岩体整体性下降，承受外部荷载的能力较低。此外，软弱岩体的弹性模量较硬岩低，根据式（2），弹性模量的下降也增加了顶板的表面沉降，加速了顶板的变形破坏。

顶板岩性对支护结构承载影响方面，随着支护技术的提高，锚杆、锚索是目前常用的支护结构，根据技术的要求，锚杆锚索得到良好支护效果的前提就是要有一定厚度的稳定岩体，为锚杆、锚索支护效果的发挥提供足够的抗拔力。软弱围岩中安装锚杆后，锚固剂在锚杆与岩层之间形成的粘结力降低，使锚杆在达到屈服荷载前就发生滑动，阻碍支护效果的发挥；即便通过加长锚固来消除上述影响，在锚固段，锚杆自身拉应力转化为岩体的剪应力，当岩体抗剪强度不足时，锚固段周围岩体发生剪切破坏，使锚杆滑动，支护性能降低。

3 大跨度切巷特厚软弱顶板控制研究

3.1 大跨度切巷特厚软弱顶板控制机理分析

根据第2章分析可知，控制8301工作面切巷顶板稳定性的本质是减小巷道跨度、增加顶板岩体抗拉强度和抗剪强度，特此提出“重减跨－强护表－建整体”的支护理念。

（1）重减跨。减小顶板跨度对8301切巷的稳定性控制具有质的作用，但考虑到综采机械的需要，实际跨度又不可能缩减太多，为此，采用木垛和单体液压支柱组建“活动减跨结构”，来减小顶板跨度，同时又不影响采煤机具的布置。具体做法如下：在巷道中部布设承载力较大的方形木垛，顶板两侧布设单体液压支柱，二者顶部架设π形钢梁支承上部岩体荷载。随着综采液压支架的布设到位，逐步拆除上述支承结构。

（2）强护表。减跨措施是一种被动支护，尤其是木垛，虽然其承载力较高，但只有使巷道发生变形后，该结构才能起到支护作用，而在这个变形过程中，巷道顶板往往发生拉裂或剪切破坏。因此，除了减跨支护结构外，顶板还需要布设锚杆、锚索等主动支护设施。

在软弱围岩中，锚杆支护作用机理更侧重于组合梁理论，在预紧力作用下形成的压缩区相互重叠，最终形成压缩梁来抵抗上部荷载作用（见图4），在图中可以发现，锚杆预紧力形成的压缩区并不是一个完整矩形，彼此锚杆之间仍然存在非压缩区，顶板变形后，上述区域岩体将率先发生破坏，为了控制这些薄弱区域，在8301工作面顶板支护时，增加强护表结构—W型钢带，利用W型钢带将锚杆联系到一起，提高了锚杆支护的整体性，更重要的是，钢带的增加承担了顶板下沉产生的拉应力，降低了顶板岩体内部的拉荷载，保护了顶板的稳定性。

图4 锚杆支护机理及其不足

（3）建整体。巷道支护是整体工程，顶板岩体最终要坐落于两帮上，两帮的稳定与否，直接决定顶板的稳定。在加强顶板支护的同时，也要重视两帮的支护，建立巷道的整体支护系统。为此，在8301巷切巷主要采取“锚杆＋金属网＋钢带”的联合控帮技术。

3.2 大跨度切巷特厚软弱顶板控制技术实施

根据文章研究，结合矿区以往工程案例，8301切巷掘进时采用两次成巷技术，掘进跨度分别为4.8m和3.0m，详细支护参数如下：

（1）8301工作面切巷顶板支护。单体液压支柱：距两帮0.5m，排距1200mm；井字形木垛：一次成巷靠近工作面侧布置，排距同单体液压支柱。

左旋无纵筋螺纹钢锚杆，直径为22mm、长度为2500 mm，间排距为600mm×1000mm；配合W型钢带，规格为长×宽×厚＝5100mm×250mm×4mm及长×宽×厚＝3300mm×250mm×4mm；锚索直径为17.8mm、长度为5300mm，间排距为1500mm×2000mm，每排5根锚索，配300mm×300mm×16mm普通方铁托板；金属网为50 mm×50mm。

（2）8301工作面切巷两帮支护。左旋无纵筋螺纹钢锚杆，Φ22mm×2000mm，间排距为900mm×1000mm，每排3根锚杆；配合W型钢带，规格为450mm×280mm×4 mm；金属网为50mm×50mm。

（3）效果检测。在8301切巷施工过程中，通过对顶板观测，其下沉量变化规律见图5。

图5 掘巷过程中切巷顶板沉降变化规律

由图5知，巷道开挖后，围岩应力释放，顶板下沉量逐步上升，一次成巷过程中，顶板下沉量为20.6mm；受二次成巷的扰动，原本稳定的顶板继续下沉，开挖完成11天后，基本保持稳定，二次成巷过程中，顶板沉降量为11.4 mm，为一次成巷的55.47%。整个切巷成巷过程中，顶板最大下沉量为32.4mm，满足切巷安全使用的要求。

4 结语

通过雁崖煤矿8301工作面切巷实践，对大跨度切巷特厚软弱顶板破坏机理及控制技术，得到以下主要结论：

1）巷道顶板下沉量随着巷道跨度呈4次函数增加，弹性模量较低的软弱岩性也加速了8301工作面切巷顶板的下沉，同时也增加了锚杆锚固段岩体剪切破坏的概率，阻碍了锚杆支护效果的发挥。

2）减小巷道跨度对切巷顶板稳定性控制具有质的作用，同时，加强顶板支护整体性及提高岩体抵抗拉荷载的能力也决定着顶板稳定性控制的效果。

3）实践表明，“重减跨－强护表－建整体”的支护理念具有良好的工程应用价值，8301工作面切巷成形全过程中，顶板最大沉降量为32.4mm，保证了巷道的安全生产。

〔1〕孔祥义，吴士良 .综放大断面煤巷锚网支护矿压规律〔J〕.矿山压力与顶板管理，2001，3（1），8－10，55.

〔2〕梁赛江 .深井综放工作面支承压力分布及围岩控制研究〔D〕.青岛：山东科技大学，2007.

〔3〕韦四江，勾攀峰，于春生 .大断面破碎硐室围岩蠕变模拟及控制技术〔J〕.采矿与安全工程学报，2013，30（4）：489－494.