楊繼強 姜 寧 向喜偉

(山東科技大學，山東省青島市，266590)

在我國北方大多數(shù)煤礦中，復合頂板結(jié)構(gòu)一般由較薄的軟、硬巖層堆疊構(gòu)成，使得各巖層的強度值和剛度值都不相等，且層間的黏聚力較小，因此普通錨桿已經(jīng)達不到原有的錨固效果，起到的承載作用有限，進而造成冒頂事故發(fā)生。

大安山煤礦+400 m水平軸10上槽煤層和10下槽煤層變化較大，且間距較小，其中部分地段兩煤層合為一層，使得+400 m水平軸10槽不同煤層、不同地段的煤層巷道支護條件差異較大。當布置+400 m水平軸10槽工作面巷道時，采用原計劃留設5 m保護煤柱，且使用錨索、錨網(wǎng)聯(lián)合支護工作面巷道。隨著工作面推進，巷道變形較為嚴重，錨桿、錨索破斷嚴重，其中10下槽煤層工作面為不穩(wěn)定頂板重點破壞區(qū)域，主要原因是復合頂板破碎和離層現(xiàn)象導致錨桿失效，如圖1和圖2所示。

圖1 頂板破碎引起的錨桿失效

圖2 頂板離層引起的錨桿失效

1 工程地質(zhì)概況

試驗煤層為大安山煤礦+400 m水平軸10下槽煤層，主要以中等厚度煤層為主，此煤層為向斜肘部構(gòu)造，工作面煤層和巖層傾向大約為343°～360°，走向約為73°～90°，傾角處于11°～28°之間。其中10下槽煤層厚度0.38～3.20 m，平均厚度1.58 m，煤層中等硬度，是該采區(qū)的主要開采煤層，同時也是組成回采巷道兩幫的主要巖層。10上槽煤層厚度0.19～3.42 m，平均厚度1.25 m，是預開采煤層區(qū)域，其中工作面和回采巷道工作面復合頂板煤層為軟弱夾層；煤層頂板巖性見表1。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性

2 試驗巷道工作面復合頂板的破壞分析

試驗工作面煤層厚度1.55 m，兩煤層含夾矸，夾矸厚度分別為0.1 m和0.2 m。工作面開采后煤層受采動影響嚴重，在水平、垂直、斜交方向均出現(xiàn)明顯裂隙裂隙，此時煤層呈顆粒狀。尤其是鉆孔中煤層塌孔現(xiàn)象較為嚴重，煤層中出現(xiàn)較大的離層現(xiàn)象，煤層中的夾矸出現(xiàn)一些水平裂隙，但總體保持了較好的完整性，在煤層與巖層的交界處，煤層破壞嚴重，且出現(xiàn)了塌孔。據(jù)此判斷造成沿空煤巷復合頂板破壞的主要因素是煤巖層中不同力學性質(zhì)煤、巖體分層結(jié)構(gòu)。煤巖互層與單一巖層結(jié)構(gòu)對巷道的圍巖應力、塑性區(qū)以及位移量的影響使得復合頂板關(guān)鍵層穩(wěn)定性對復合頂板的失穩(wěn)起著關(guān)鍵作用。通過現(xiàn)場監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，影響關(guān)鍵層穩(wěn)定性的主要因素是直接頂夾矸的厚度。因此本文針對直接頂中不同夾矸厚度對復合頂板關(guān)鍵層穩(wěn)定性的影響進行了研究。

3 沿空煤巷不同夾矸厚度復合頂板數(shù)值模擬分析

3.1 復合頂板沿空煤巷數(shù)值模擬建立

擬針對傾斜方向(傾角19°)合層和分層各建立模型，模型自上而下包括了10槽上、下兩個煤層，模型尺寸為240 m×160 m，模型最上端為自由端，上邊界施加垂直壓應力10.2 MPa。其邊界位移的條件為：在左邊和右邊邊界以及前邊和后邊邊界上施加水平方向的邊界約束，這些邊界的水平位移趨于零；模型的底部施加約束，使得邊界的水平位移和垂直位移都趨于零；模型頂部為自由邊界，主要受自重應力變化。經(jīng)煤礦實地取樣后在實驗室對巖性做了試驗，得到煤礦的煤巖層具體力學數(shù)據(jù)，如表2所示。

表2 模型煤巖體力學參數(shù)

3.2 不同夾矸厚度沿空復合頂板受動壓影響的垂直位移變化

不同夾矸厚度下復合頂板的垂直位移分布如圖3所示。由圖3可以看出，復合頂板受到采動影響后，在沿空留巷過程中，無論夾矸厚度多大，工作面巷道頂板均出現(xiàn)不同程度的垮落現(xiàn)象，其中位移偏移量的范圍隨夾矸厚度的增加先減小后增大，而且煤柱受頂板垮落的影響，發(fā)生向煤巷偏移的情況，說明復合頂板含有軟弱夾層的情況下巷道易破壞。

3.3 不同夾矸厚度沿空復合頂板受動壓影響的塑性區(qū)的變化

不同夾矸厚度下復合頂板的塑性區(qū)分布如圖4所示。

圖4 不同夾矸厚度下復合頂板的塑性區(qū)分布

由圖4可以看出，沿空煤巷復合頂板夾矸厚度分別為0.5 m、0.75 m、1 m和1.5 m時，頂板將受到回采的影響，在沿空留巷過程中，巷道的煤幫一側(cè)和煤柱處產(chǎn)生一定塑性區(qū)，分層結(jié)構(gòu)的塑性區(qū)范圍明顯比合層大，說明復合頂板的夾矸厚度對煤巷圍巖塑性區(qū)有一定的影響，塑性區(qū)隨著復合頂板的分層而擴大。

綜合以上分析可得，夾矸厚度影響工作面下區(qū)段的應力分布，呈現(xiàn)出應力集中系數(shù)隨著夾矸厚度的增大先減小后增大的趨勢，并且煤巷圍巖塑性區(qū)的變化趨勢和垂直應力集中系數(shù)的變化相似，以復合頂板夾矸厚度1 m為一個分界點，夾矸厚度對復合頂板總的影響趨勢表現(xiàn)為沿空煤巷煤體一側(cè)的應力區(qū)、塑性區(qū)范圍以及巷道頂板的位移隨夾矸厚度增加而出現(xiàn)先減小后增大的現(xiàn)象。

4 針對夾矸厚度影響沿空煤巷復合頂板影響下的支護設計方案

為了防止復合頂板因夾矸厚度影響因素發(fā)生冒落、離層等現(xiàn)象的再次發(fā)生，針對夾矸厚度不相同的頂板進行模擬分析，初步確定了3種不同復合頂板煤巷的頂板支護方式：方案1，頂板全錨索支護；方案2，錨桿配合等長錨索支護；方案3，錨桿配合梯次錨索立體支護。整個回采過程中，在沿空煤巷復合頂板相同開采水平和相同煤柱寬度的條件下，分析出3種不同支護方案下的復合頂板沿空煤巷應力分布及形變特征。

4.1 方案1

不同夾矸厚度沿空煤巷復合頂板全錨桿支護下垂直應力和垂直位移變化曲線分別如圖5和圖6所示。由圖5可以看出，采用全錨桿支護后，煤巷采空區(qū)一側(cè)2.5～4.5 m左右區(qū)域出現(xiàn)的應力最大值分別為31.61 MPa、28.89 MPa、23.94 MPa、22.55 MPa和28.59 MPa；在煤巷煤幫一側(cè)5～8 m左右區(qū)域垂直應力達到又一個峰值，分別為22.85 MPa、20.27 MPa、19.13 MPa、19.25 MPa和21.76 MPa。到達峰值后，應力逐漸降低，最后逐漸趨于平穩(wěn)。由圖6可知，在煤巷采空區(qū)側(cè)7～10 m范圍，頂板垂直位移增加較快，說明煤層復合頂板受垂直應力的作用后，離層在此處有發(fā)展的趨勢；夾矸厚度為0.75 m時垂直位移下沉量較其他情況大，說明這種全錨桿支護方式適合夾矸厚度穩(wěn)定的頂板，而不太適于分層厚度變化的復合頂板。

圖5 復合頂板全錨桿支護下垂直應力變化

圖6 復合頂板全錨桿支護下垂直位移變化

4.2 方案2

不同夾矸厚度沿空煤巷復合頂板錨桿加短錨索支護下垂直應力和垂直位移變化曲線分別如圖7和圖8所示。

圖7 復合頂板錨桿加短錨索支護下垂直應力變化

由圖7可以看出，采用錨桿配合等長錨索的支護后，在煤巷采空區(qū)側(cè)4～5 m左右出現(xiàn)的垂直應力峰值分別為30.83 MPa、23.43 MPa、24.17 MPa、22.98 MPa和25.48 MPa，在煤巷煤幫一側(cè)6～8 m左右區(qū)域垂直應力達到又一個峰值，分別為22.76 MPa、20.13 MPa、19.71 MPa、18.45 MPa和9.38 MPa。到達峰值后，應力逐漸降低，最后逐漸趨于平穩(wěn)。

圖8 復合頂板錨桿加短錨索支護下垂直位移變化

由圖8可知，在煤巷的采空區(qū)一側(cè)7～11 m范圍，頂板垂直位移變化較快，和方案1區(qū)別不大，位移變化趨勢和僅僅進行錨桿支護相同，但垂直位移增長較快的位置向采空區(qū)稍偏移，說明這種支護方式較適合分層變化較大的復合頂板支護。

4.3 方案3

不同夾矸厚度沿空煤巷復合頂板梯次錨索支護下垂直應力和垂直位移變化曲線分別如圖9和圖10所示。

圖9 復合頂板梯次錨索支護下垂直應力變化

圖10 復合頂板梯次錨索支護下垂直位移走勢曲線

由圖9可以看出，采用梯次錨索支護后，在煤巷采空區(qū)側(cè)4～5 m左右出現(xiàn)的垂直應力峰值分別為30.32 MPa、32.29 MPa、25.50 MPa、23.14 MPa和26.27 MPa。在煤巷煤幫一側(cè)5～7 m左右區(qū)域垂直應力達到又一個峰值，分別為22.76 MPa、20.13MPa、19.79MPa、18.56MPa和22.16 MPa。到達峰值后，垂直應力逐步降低，最終會達到一個平穩(wěn)值。由圖10可知，在煤巷采空區(qū)側(cè)6～11 m時，頂板垂直位移增加較快；在沿空煤巷中心頂板中部的位移分別達到388 mm、363.5 mm、372.4 mm、372.1 mm和317.9 mm，說明這種支護下頂板下沉趨勢和上述兩種情況的相似，但對夾矸厚度穩(wěn)定的頂板支護效果更好，對于分層變化較大的復合頂板則不適用。

5 3種方案比較分析

經(jīng)過對不同支護方式模型的模擬情況分析，發(fā)現(xiàn)3種支護方式下，夾矸厚度不相同的復合頂板的應力和位移分布走勢大體相似，說明無論采取哪一種支護方式，它們都對夾矸厚度不相同的復合頂板起到控制頂板應力和降低頂板下沉的作用。整理數(shù)據(jù)后，得出沿空煤巷上幫和下幫處最大垂直應力以及沿空煤巷上部頂板垂直位移的分布曲線，通過比較，分析出3種支護方案的優(yōu)缺點，說明不同支護方式對沿空煤巷的支護作用存在差別。

5.1 復合頂板沿空煤巷上幫最大垂直應力分布

不同夾矸厚度煤巷上幫最大垂直作用力的分布曲線如圖11所示。由圖11可以看出，方案2和方案3對于夾矸厚度大于1 m的復合頂板支護效果較好，可以有效降低上幫的應力值，從而可以控制煤柱向巷道偏移，而方案1對夾矸厚度大于1 m的復合頂板支護效果較差；對于夾矸厚度小于1 m的復合頂板支護，采用方案2比其他兩種方案更能減小沿空煤巷上幫的垂直應力。

圖11 不同夾矸厚度煤巷上幫最大垂直應力變化

5.2 復合頂板沿空煤巷下幫最大垂直應力分布

不同夾矸厚度煤巷下幫最大垂直作用力分布曲線如圖12所示。由圖12可以看出，當復合頂板為薄夾矸時，三者的效果區(qū)別不大，但當頂板夾矸厚度大于1 m后，采用方案2比其他兩種方案更能減小沿空煤巷上幫的垂直應力，有利于長期留巷。

圖12 不同夾矸厚度煤巷下幫最大垂直應力變化

5.3 復合頂板沿空煤巷頂板最大下沉量分布

不同夾矸厚度沿空煤巷上部區(qū)域處最大下沉量分布如圖13所示。由圖13可以看出，采用方案3比其他兩種方案的垂直位移偏移量小，說明錨索支護可以有效降低沿空煤巷的頂板下沉量，在設計復合頂板沿空煤巷的支護形式時，可選用錨索網(wǎng)支護形式。

圖13 不同夾矸厚度煤巷內(nèi)部頂板最大下沉量變化

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果和經(jīng)濟性原則，方案2無論在控制上下幫應力還是在控制頂板下沉方面都起到了很好的作用，相比較其他兩種方案更有優(yōu)勢，因此在實踐中應采用錨桿加等長錨索支護復合頂板沿空煤巷的頂板設計。

6 結(jié)論

通過模擬不同夾矸厚度下復合頂板沿空煤巷受采動的影響，得出夾矸厚度對工作面應力分布的影響規(guī)律。采用數(shù)值模擬方法，并結(jié)合試驗工作面實測數(shù)據(jù)確定了采用錨桿配合等長錨索支護方式，保證直接頂可以經(jīng)受掘進過程、回采過程和頂板來壓的擾動影響，保持了較好的穩(wěn)定性，防止松動和碎脹現(xiàn)象再次發(fā)生。

[1] 楊光玉，朱衍利. 復合頂煤巷錨帶網(wǎng)加錨索聯(lián)合支護技術(shù) [J]. 煤炭安全，2001(8)

[2] 華心祝，馬俊楓，許庭教. 錨桿支護巷道巷旁錨索加強支護沿空留巷圍巖控制機理研究及應用 [J]. 巖石力學與工程學報，2005(3)

[3] 張國華. 主動支護下沿空留巷頂板破碎原因分析 [J]. 煤炭學報，2005(4)

[4] 錢鳴高. 礦山壓力及巖層控制 [M]. 北京：煤炭工業(yè)出版社，2003

[5] 侯朝炯，柏建彪. 深部巷道圍巖控制原理與應用研究 [J]. 中國礦業(yè)大學學報，2006(2)

[6] 耿獻文，譚云亮. 復合頂板采動影響煤層巷道錨桿支護技術(shù) [J]. 有色金屬，2004(6)

[7] 宮顯斌. 復合頂板條件下煤巷錨桿支護技術(shù) [J]. 煤炭科學技術(shù)，2000(10)