淺埋煤層綜采工作面回撤通道頂板支護技術研究

楊 尚，寧建國，商和福，茹文凱，郝嘉偉

(山東科技大學 礦山災害預防控制省部共建國家重點實驗室培育基地，山東 青島 266590)

在鄂爾多斯礦區(qū)，煤層普遍埋藏較淺，地質條件較好，礦井多采用預掘回撤通道進行“搬家”倒面工作，減少了工作面接替的時間，實現(xiàn)礦井高產(chǎn)高效。工作面末采期間，回撤通道在超前支承壓力影響下，巷道頂板下沉明顯，支護結構失效現(xiàn)象時有發(fā)生，如出現(xiàn)網(wǎng)兜、錨桿(索)屈服破斷等。為保證回撤安全，對回撤通道圍巖需加強支護，保證工作面回撤安全[1-5]。

目前，國內學者針對回撤通道圍巖支護參數(shù)設計已取得眾多成果。例如，杜善周[6]等通過現(xiàn)場實測的方法，確定回撤通道補強支護參數(shù)，提出補強支護方案。也有不少學者[7-11]采用離散元和有限差分方法等數(shù)值分析方法，對回撤通道支護參數(shù)進行優(yōu)化設計。侯殿坤[12]等通過理論分析、支護設計及工程試驗，提出工作面動壓影響下回撤巷道圍巖體“錨桿+錨索+雙層金屬網(wǎng)+底板噴混凝土”的聯(lián)合支護方案。上述研究結果，對淺埋煤層綜采工作面回撤通道頂板穩(wěn)定性控制具有一定的借鑒意義，但是從理論模型入手，定量確定頂板補強支護參數(shù)的研究較少。為此，本文以高家梁煤礦20117工作面回撤通道為工程背景，采用理論分析和現(xiàn)場實測相結合的方法，建立回撤通道錨固梁結構力學模型，確定錨固梁承受的最大拉應力，提出巷道合理補強支護參數(shù)；最后進行工業(yè)性試驗，該研究為類似的支護工程問題提供科學有效的技術參考。

1 工程概況

1.1 地質概況

20117工作面位于高家梁煤礦201盤區(qū)2-2上煤層，工作面采用傾斜長壁后退式全部垮落綜合機械化采煤法，平均埋深136m，傾斜長894.5m，走向長300.5m，煤層傾角0°～3°，平均厚度4.84m，煤層結構簡單賦存穩(wěn)定，煤層直接頂為厚度3.3～5.6m的砂巖，其單軸抗壓強度平均為35.2MPa，基本頂為9.0～24.8m的中粒砂巖，單軸抗壓強度平均為45.6MPa。工作面回撤通道為矩形斷面，寬4800mm，高3700mm，總長度為300.5m，沿煤層傾向布置，沿煤層頂板掘進，回撤通道外為保護煤柱及2-2上回風大巷，工作面左側煤層受沖刷影響為不可采區(qū)域，右側為已回采結束的20118工作面，20117工作面及巷道布置如圖1所示，煤層頂?shù)装逄卣魅鐖D2所示。

圖1 20117工作面及巷道布置圖

圖2 煤層頂?shù)装逄卣?/p>

1.2 巷道原支護方案

原支護方案是指20117回撤通道設計時的支護方案。頂板采用“錨桿(索)+網(wǎng)+鋼帶”支護，頂板錨桿采用Φ20mm×2200mm的右旋螺紋鋼錨桿，間排距1000mm×800mm，有效長度為1600mm；鋼帶長4500mm，采用Φ12mm圓鋼加工；錨索采用Φ15.24mm×8000mm鋼絞線，間排距2400mm×2400mm，有效長度為6000mm。兩幫采用“錨桿+網(wǎng)+鋼帶”支護，錨桿間排距900mm×800mm，工作面?zhèn)炔捎忙?0mm×1800mm玻璃鋼錨桿，煤柱側采用Φ20mm×2000mm螺紋鋼錨桿，鋼帶長3440mm，采用Φ12mm圓鋼加工，巷道原支護方案支護斷面如圖3所示。

圖3 原支護方案斷面圖(mm)

2 回撤通道錨固梁結構力學模型

2.1 原支護方案錨固梁結構力學模型分析

綜采工作面末采期間，隨著工作面持續(xù)回采，超前支承壓力不斷前移，回撤通道頂板壓力不斷增大。分析表明，當超前支承壓力峰值前移至回撤通道頂板中心時，頂板支護結構受載最大，頂板支護結構發(fā)生破壞的機率最大，回撤通道圍巖結構如圖4所示。為分析回撤通道頂板結構在原支護方案下的穩(wěn)定性，故結合錨固梁理論[13，14]，建立回撤通道錨固梁結構力學模型，如圖5所示，圖中錨固梁的厚度為h，為頂錨索的有效長度；跨度為b，為巷道的寬度；頂板巖梁結構受超前支承壓力峰值為KγH，K為應力集中系數(shù)，取2～3，作用于巷道寬度中點；頂板錨桿、錨索對頂板支護力簡化為均布載荷q1；兩端的約束力為RO和RA，根據(jù)工程力學，為方便分析將頂板巖梁結構受超前支承壓力峰值KγH簡化為線性分布。

圖4 回撤通道圍巖結構圖

圖5 回撤通道錨固梁結構力學模型

在考慮安全保障、提高安全系數(shù)的情況下，假設回撤通道頂板巖梁結構均受超前支承壓力峰值KγH作用，并將超前支承壓力峰值KγH簡化為均布載荷q進行回撤通道錨固梁結構受力分析，如圖6所示。

圖6 回撤通道錨固梁結構受力分析示意圖

根據(jù)力學平衡條件，有：

∑Fy=0

(1)

∑Mo=0

(2)

可得：

(3)

最大彎矩位于巷道頂板中間即x=b/2處，最大彎矩為：

(4)

原支護方案錨固梁承受的最大拉應力為：

(5)

式中，W為錨固梁的抗彎載面系數(shù)，m3；b為巷道的寬度，m；h為錨固梁的厚度，取頂錨索的有效長度，m；q為頂板巖梁所受的平均載荷，MPa，其中，q=KγH，K為應力集中系數(shù)，取2.5，γ為覆巖平均容重，取24kN/m3；q1為錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷，MPa，其中，q1=(np頂桿+mp頂索)/(b×1)，p頂桿為頂錨桿工作載荷，N；p頂索為頂錨索工作載荷，N，n為單位面積上的錨桿根數(shù)；m為單位面積上的錨索根數(shù)；σmax1為原支護方案錨固梁承受的最大拉應力，Pa。

對于20117回撤通道，巷道寬b為4.8m，頂錨索的有效長度h為6m；頂板受覆巖的作用力均布載荷q為8.16MPa，原支護方案錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷q1為0.18MPa，(錨索工作載荷P取極限抗拉強度230kN的70%，約為170kN，錨桿工作載荷P取極限抗拉強度150kN的70%，約為107kN)，將上述參數(shù)代入式(5)可得原支護方案錨固梁承受的最大拉應力為3.83MPa。

為研究20117工作面回撤通道加錨巖層的抗拉強度，選用20117工作面頂板巖石作為加錨基體，選用相同力學性能的鋼絲模擬錨桿、錨索，進行室內巴西劈裂試驗[15]，試驗結果可知20117工作面回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強度為3.52MPa。原支護方案錨固梁實際承受的最大拉應力大于回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強度，原支護方案不能有效的對回撤通道圍巖進行支護，需對回撤通道進行補強支護。

2.2 強支護方案及補強后錨固梁結構力學模型分析

在工作面推進過程中，回撤通道頂板受采動影響，破壞范圍向深處擴展。根據(jù)相鄰已采20118工作面現(xiàn)場實測發(fā)現(xiàn)，回撤通道頂板破壞范圍已發(fā)育至錨桿錨固端，破壞了錨固結構，弱化了錨桿支護作用。為此，補強支護方案是在原有支護的基礎上，頂板補打錨索，巷道內架設垛式支架。補打錨索以提高支護強度，并與鋼帶共同作用起到護表的作用，減少網(wǎng)兜現(xiàn)象的發(fā)生，保證了錨固梁的完整性。此外，錨索將下部軟弱巖層與深部基巖緊緊錨固在一起，抑制離層發(fā)生，錨固范圍內巖層整體承載，共同變形?；爻吠ǖ纼燃茉O兩排垛式支架，不僅加強回撤通道內的支護強度，也可以抵消一部分超前支承壓力對巷道頂板巖層的作用力。結合高家梁煤礦20117工作面開采條件，設計以下頂板補強方案：頂板補打4根錨索，錨索采用Φ15.24mm×8000mm鋼絞線，間排距為1200mm×1600mm，有效長度為6000mm，并使用W鋼帶；在巷道內安設兩排垛式支架，工作阻力為10000kN。兩幫與原支護方案相同。加固支護方案巷道支護斷面如圖7所示。

圖7 加固支護方案(mm)

為驗證補強后的支護方案是否能夠有效控制回撤通道頂板變形破壞，以2.1節(jié)建立的巷道錨固梁結構力學模型為基礎，構建補強后回撤通道錨固梁結構力學模型，如圖8所示，原方案錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷與補強后頂板錨索對頂板支護力簡化為均布載荷之和為q2；垛式支架支撐力為q3，兩端約束力為RO和RB。

圖8 補強后回撤通道錨固梁結構力學模型

圖9 補強后回撤通道錨固梁結構力學分析示意圖

補強后回撤通道錨固梁結構力學分析如圖9所示，根據(jù)式(1)、式(2)可得：

(6)

可見，最大彎矩位于巷道頂板中間即x=b/2處，求得最大彎矩為：

(7)

補強后錨固梁承受的最大拉應力為：

(8)

式中，q2為原方案錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷與補強后頂板錨索對頂板支護力簡化為均布載荷之和，MPa；q3為垛式支架所受的平均載荷，MPa；a為垛式支架中心到巷道幫部的距離，m；c為垛式支架的寬度，m；σmax2為補強后錨固梁承受的最大拉應力，Pa。

對于20117回撤通道補強之后，垛式支架來壓時的工作阻力q3為1.06MPa，垛式支架寬度c為1.5m，垛式支架中心到巷道幫部的距離a為0.6m，原方案錨桿、錨索對直接頂巖梁的均布載荷與補打的錨索對直接頂巖梁的均布載荷之和q2為0.32MPa。將上述參數(shù)代入式(8)得，補強后錨固梁承受最大拉應力為3.30MPa，補強支護方案錨固梁實際承受的最大拉應力小于回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強度，可以有效的對回撤通道圍巖進行支護。

3 工程應用

根據(jù)20117工作面現(xiàn)場實際情況，采用補強方案對回撤通道進行補強支護。為實時掌握回撤通道的變形情況，在回撤通道內設置5個測點，每個測點間隔60m，工作面距回撤通道50m時采用十字布點法進行監(jiān)測，詳細測點布置如圖10所示。

圖10 測點布置示意圖

為更加直觀地詳細了解回撤通道頂板補強后的效果，將20117工作面回撤通道頂?shù)装逡平勘O(jiān)測結果與相鄰已采20118工作面回撤通道頂?shù)装逡平勘O(jiān)測結果進行對比，監(jiān)測結果如圖11、圖12所示。由圖11、圖12可知，20118工作面回撤通道頂板采用原支護方案，頂板最大下沉量為750mm，20117工作面在采取補強支護后，頂板最大下沉量為445mm，補強支護方案減少頂板下沉量305mm，頂板下沉率降低40.6%。根據(jù)監(jiān)測數(shù)據(jù)分析，回撤巷道頂?shù)装逡平枯^小，巷道相對比較穩(wěn)定，優(yōu)化后的錨(網(wǎng))索、垛式支架聯(lián)合支護方式對圍巖起到了加固與強化作用，很好地控制了圍巖變形，為工作面的安全回撤提供了安全保障。

圖11 20117工作面回撤通道頂?shù)装逡平?/p>

圖12 20118工作面回撤通道頂?shù)装逡平?/p>

4 結 論

1)建立回撤通道錨固梁結構力學模型和補強后回撤通道錨固梁結構力學模型并進行分析，通過分析結果可知，原支護方案錨固梁實際承受的最大拉應力大于回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強度，原支護方案不能有效的對回撤通道圍巖進行支護；補強支護方案錨固梁實際承受的最大拉應力小于回撤通道頂板加錨巖層允許抗拉強度，補強支護方案能有效地起到圍巖控制作用。

2)補強支護方案是在原有支護的基礎上，頂板補打錨索，巷道內架設垛式支架。補打錨索以提高支護強度，并與鋼帶共同作用起到護表的作用，減少網(wǎng)兜現(xiàn)象的發(fā)生，保證了錨固梁的完整性，錨索將下部軟弱巖層與深部基巖緊緊錨固在一起，抑制離層發(fā)生，錨固范圍內巖層整體承載共同變形，垛式支架加強回撤通道內的支護強度，抵消一部分超前支承壓力對巷道頂板巖層的作用力。

3)現(xiàn)場監(jiān)測結果分析表明，20117回撤巷道頂?shù)装逡平枯^小，巷道相對比較穩(wěn)定，優(yōu)化后的錨(網(wǎng))索、垛式支架聯(lián)合支護方式對圍巖起到了加固與強化作用，很好地控制了圍巖變形。