快速掘进巷道空顶区顶板稳定性分析及支护方案

王 磊

（山西汾西矿业（集团）有限责任公司曙光煤矿，山西 孝义 032300）

1 工程概况

汾西矿业集团曙光煤业1226工作面主采2#煤层，煤层标高在+468～+508m之间，煤层均厚2.85m，倾角1～4°。2#煤层的伪顶为炭质泥岩，均厚0.4m；直接顶为粉砂岩质泥岩，均厚约6m；基本顶为细砂岩，均厚5m。1226材料巷沿2#煤层掘进。材料巷位于一采区西翼，北为尚未掘进的1226运输巷，南邻尚未掘进的1224运输巷，东邻一采集中轨道巷，西至一采区边界，设计全长1951.5m。在掘进时巷道围岩变形量大，掘进工作面空顶区顶板易出现冒顶现象，急需采取合理的支护手段解决顶板冒落及巷道围岩变形量大的问题。

2 空顶区顶板稳定性分析

巷道在采用快速掘进工艺时，掘进工作面空顶区顶板的稳定性主要会受到掘进迎头结构、空顶距离以及巷道支护结构强度的影响。

（1）掘进迎头结构的影响

掘进空顶区顶板由于处于无支护的状态，会在掘进扰动和岩体自重的综合作用下出现顶板破断、冒落情况。掘进迎头结构对空顶区顶板主要起到支撑作用，根据相关研究表明[1-2]，当空顶距离为0～2m时，掘进迎头的支护结构对顶板起到主要的控制作用，当空顶区距离为3～7m时，迎头的支护结构对支护区顶板的影响程度大于对空顶区顶板的影响程度，当空顶距离为8～10m时，迎头支护结构不会影响支护区的稳定性，但此时空顶区中部的顶板下沉量会较大。

（2）空顶距离的影响

空顶距离的变化会对空顶区域围岩的变形程度产生较大的影响，空顶区顶板岩梁的挠曲程度会随着支护结构滞后掘进迎头距离的增大而不断增大，其中空顶区顶板及两帮移近量会随着空顶区距离的增大呈现非线性增大趋势，且增加速度会逐渐减小[3-4]，另外随着空顶距离的增大，空顶区中部会处于无约束状态，从而致使中部出现拉应力分布，在进行掘进施工时应注意该区域顶板的稳定性。

（3）巷道支护结构强度的影响

掘进巷道的支护区结构的强度是影响空顶区顶板稳定性的主要因素，与掘进迎头结构共同控制着空顶区顶板的变形量，当支护强度大时，巷道顶板与支护结构能够共同承载上覆岩层的载荷，但当巷道的支护强度较小时，空顶区顶板需要变形卸压用来适应现有的支护结构，通过合理的提升支护结构的强度能够有效地改善空顶区顶板的整体承载状态。

3 高性能锚杆围岩控制方案

3.1 高性能锚杆围岩控制方案

根据1226工作面材料巷在掘进过程中围岩的变形特征并结合空顶区顶板稳定性的分析结果选择采用大间距、大排距的高性能锚杆对巷道进行支护，高性能锚杆具有初期预应力和后期高承载力的特点，同时能够较快的达到工作载荷，从而有效地控制巷道围岩变形。

（1）空顶区合理宽度

根据1226工作面的地质资料，对合理的空顶区距离进行数值模拟分析，根据模拟结果得出围岩变形量—空顶距之间的关系曲线如图1所示。

图1 不同空顶距下巷道围岩变形量

根据图1可知，巷道围岩的变形量会随着空顶距的增大而逐渐增大，在空顶距小于5m时，巷道围岩的变形量均小于100mm，在空顶距大于5m时，巷道围岩的变形量增幅较大。结合1226工作面的巷道变形情况距空顶区顶板稳定性的影响因素，为保证空顶区顶板的稳定性，确定空顶区的距离为4m。

（2）顶锚杆的长度

根据松动圈理论可知，顶锚杆的长度L计算表达式为：

式中：

L-锚杆长度，m；

h-围岩的破坏高度，m；

k-安全系数，根据服务年限确定，取值范围为1～2.5；

L1-锚杆的外露长度，m；

L2-锚杆锚入稳定地层的深度，m。

综合考虑1226工作面的地质资料确定k=1.5，h=1.6m，L1=0.1m，L2=0.3m，据此代入式（1）能够得出顶板锚杆的长度为2.8m。

（3）帮锚杆的长度

根据松动圈理论，帮锚杆的长度为：

式中：

L-帮锚杆的长度，m；

L1-锚杆的外露长度，取为0.1m；

L2-围岩的松动圈厚度，m；

L3-锚杆的锚固长度，取值范围为0.3～0.4m。

根据材料巷围岩的普氏系数确定围岩松动圈的厚度为1.6m，取锚固长度为0.3m，故能够得到帮锚杆的长度为2.0m。

（4）锚杆（索）直径与预紧力

根据锚杆直径的经验公式，Dmzj=Lmg/110=21.8mm，并结合曙光煤业常用的左旋纵筋螺纹钢锚杆直径，确定锚杆（索）直径为22mm。

根据众多研究结果和现场经验知，锚杆的预紧力一般选择为杆体屈服载荷的30%～50%，确定锚杆预紧力为60kN，锚索预紧力为250kN。

（5）锚杆间排距

根据1226工作面材料的地质资料，通过数值模拟对不同的锚杆间距和排距下围岩塑性区的分布状态进行分析。首先对合理的锚杆间距进行分析，通过布置两个方案进行对比，方案一：顶板布置6根锚杆，间距为900mm；方案二：顶板布置4根锚杆，间距为1100mm，其余支护参数两方案均相同，锚杆直径均为22mm，巷道顶板及两帮锚杆的排距均设置为1000mm。根据数值模拟结果可得塑性区的分布状态如图2所示。

根据图2可知，当锚杆的间距由900mm增大到1100mm时，巷道围岩的塑性区域出现明显的增大，其中顶板岩层的塑性区的深度增大较为明显。根据上述结果为确定合理的锚杆支护间距，在不改变其他支护参数时，进一步对顶板锚杆间距为750mm时进行模拟分析。结果表明，顶板锚杆间距为750mm时塑性区域的范围比间距为900mm时围岩的塑性区范围减小，但减小的塑性区域的范围较小，故综合考虑，确定顶板锚杆的间距为900mm。

图2 不同顶板锚杆间距时围岩塑性区分布

在锚杆直径为22mm、顶板锚杆间距为900mm、帮部锚杆间距为1100mm的条件下，对锚杆排距为1000mm和1200mm时巷道围岩的塑性区分布进行模拟分析，根据模拟结果两种不同排距下锚杆的塑性区分布如图3所示。

图3 不同排距下围岩塑性区分布

通过分析图3可知当锚杆的排距由1000mm增大到1200mm时，两帮塑性区域的变化量较小，但顶板塑性区域出现明显的增大现象。根据模拟结果可知，在适当的范围内缩小锚杆的排距能够有效地控制巷道塑性区的范围，提高围岩的控制效果。故在不改变其他参数的情况下，对锚杆排距为800mm时的围岩塑性区的分布进行模拟，结果显示顶板围岩塑性区域进一步缩小，两帮塑性区的范围基本未出现变化。根据材料巷的具体顶板条件，综合考虑后确定锚杆的排距为1000mm。

根据上述数据确定巷道顶板锚杆间排距为900×1000mm，顶板锚索排距为5000mm，两帮锚杆间排距为1100×1000mm，并使用钢筋梯子梁和金属网配合高性能锚杆进行支护，具体的巷道支护参数如图4所示。

3.2 应用效果分析

为验证巷道支护方式的合理性，在巷道布置测站，对巷道的表面位移进行持续监测，持续观测1个月，根据监测数据绘出如图5所示的巷道围岩变形—时间曲线。

图4 巷道支护断面图

图5 巷道围岩变形曲线图

根据图5能够看出，在巷道采用支护方案后约15d时，巷道顶板及两帮变形量便基本达到稳定。顶底板的最大移近量为78mm，两帮的最大移近量为103mm，且在巷道掘进期间无冒顶现象的出现，故可知该支护方案有效地控制了巷道围岩的变形。

4 结论

通过分析巷道掘进期间迎头结构、空顶距离及支护结构强度对空顶区顶板稳定性的影响，结合1226工作面材料的具体情况，得出合理空顶距离为4m的结论，提出采用高性能锚杆支护对围岩变形量进行控制方案。支护方案实施后，顶底板最大移近量为78mm，两帮最大移近量为103mm，有效地保证了巷道围岩的稳定。