厚煤切顶巷道顶板围岩支护承载稳定性分析

张 懿，张向阳，卜庆为,2，李修冠

(1.安徽理工大学 矿业工程学院，安徽 淮南 232001；
2.内蒙古科技大学 矿业与煤炭学院，内蒙古 包头 014010)

深部开采遇强采动矿压工况日益增多，为确保工作面和巷道的支护稳定，爆破切顶卸压技术得到普遍实施[1]，但爆破动载影响和坚硬岩层切落来压致使切顶巷道顶板围岩失稳隐患加剧，特别是厚煤层、厚泥岩等易离层破碎的煤岩顶板，切顶巷道冒顶失稳隐患更为严重。而随着爆破切顶卸压技术的普遍实施，针对切顶巷道顶板围岩稳定性控制的研究已显得尤为重要。

为解决切顶巷道的顶板围岩稳定性控制问题，诸多专家学者展开了深入研究，并取得颇多成果。王炯[2]、杨紎运[3]等揭示了切顶成巷结构演化过程；
王方田[4]、张百胜[5]、张农[6]等发现煤巷仅通过常规切顶卸压和锚杆支护难以实现巷道围岩的稳定；
王新丰[7]等发现垂直应力与水平应力耦合作用引发围岩变形破坏。郭金刚[8]等指出对于硬厚基本顶巷道，切缝不贯穿基本顶也可将其切落，配合支护技术即可起到良好的留巷效果；
刘啸[9]等提出增加巷内临时支护体数量、减小锚杆支护间排距及提高锚杆预糿力等可提高顶底板的稳定性；
康紎普[10-12]等针对普通锚杆难以在复杂条件巷道中有效支护，首次提出了高预应力锚杆成套支护技术；
余伟健[13]等针对深井厚煤复合顶板巷道提出了以“预应力大刚度桁架锚糾梁”为核心的综合控制技术。马新根[14]、姚强岭[15]、何富连[16]、张坤[17]、勾攀峰[18]等通过不同的理论分析，针对厚煤层、切顶巷道提出不同的支护方案；
范德源[19]等证明对巷旁切顶巷道采用注浆锚糾支护方案可以有效降低巷道围岩位移量；
王玉林[20]、邹德均[21]等针对煤层松软的巷道分别提出柔模混凝土配合锚杆(糾)、锚网带糾梁耦合的支护技术；
陈上元[22]等将切顶留巷分为超前影响区 、 留巷变形区和留巷稳定区3个区域，并提出相应的支护方案；
王根盛[23]提出设计1种垛式支架，有效保证了工作效率。

目前，切顶巷道的顶板围岩稳定性控制以锚杆锚糾联合支护最为常见，但对于厚煤层、厚泥岩等易离层破碎的煤岩顶板条件支护效果有限[24]，主要原因在于锚杆(糾)的着锚煤岩层的锚固强度低，无法有效提供锚杆(糾)锚固力。因此，需要通过其他支护对策实现对切顶巷道的顶板围岩稳定性控制。为此，笔者以唐家会煤矿61304工作面辅助运输巷为工程背景，通过数值模拟、力学分析、现场实践等方法，首先分析厚煤切顶巷道的围岩破坏规律和顶板受力特征，提出以单体液压支柱支护为承载体的切顶巷道厚煤顶板支护控制对策，构建单体支柱顶板承载力学模型，对其力学承载机理及其规律进行分析，并通过数值模拟进行支护控制效果验证，进而实现科学的厚硬切顶巷道的顶板围岩控制，为煤炭资源安全高效开采提供科学技术支撑。

1.1 工程概况

唐家会煤矿位于鄂尔多斯市准格尔旗，主采6煤层，平均煤层厚度紒16.8 m，采用综放开采方式，采高4.5 m，放煤高度12.3 m，煤层顶底板的岩性特征如图1所示，其中煤层直接顶为4.5 m厚泥岩，基本顶为15.8 m厚紮粒砂岩，该岩层较坚硬。当前该矿开采61304工作面，工作面走向长度2 141 m，倾向长度240 m，巷道布置如图2所示。受煤层厚硬基本顶的强采动矿压影响，在该工作面的辅助运输巷实施了预裂切顶爆破，钻孔倾角偏向采空区80°，孔深48 m，孔间距800 mm，以消除强采动矿压显现影响，使工作面的安全高效生产得到保障。

图1 岩层结构柱状Fig.1 Rock stratum structure

图2 巷道布置平面图Fig.2 Roadway layout plan

工程现场回采巷道实施切顶爆破后，有效避免了大规模的强采动矿压显现的发生，提高了煤炭资源采出率。但根据现场调研获悉：由于切顶开采沿底掘进，顶板又是十几米的厚煤层，加之破断厚硬基本顶来压显现，进而导致切顶回采巷道顶板在超前采动阶段呈现较明显的破坏变形，现场锚杆(糾)支护负担严重，如何确保厚煤硬顶条件切顶巷道支护的稳定，对该工作面和该矿的安全生产至关重要。

1.2 切顶巷道顶板围岩采动失稳影响特征

针对厚煤硬顶条件切顶巷道，切顶爆破加剧了回采巷道厚煤顶板的采动来压显现，同时由于爆破切顶的动载损伤影响，切顶巷道厚煤顶板的破坏失稳冒落隐患进一步加剧。厚煤硬顶条件切顶巷道存在如下安全失稳影响：

(1)回采巷道爆破切顶后，顶板厚硬岩层的连续承载作用发生改变，致使超前采动影响对切顶巷道厚煤顶板围岩的来压作用明显加剧。

(2)切顶爆破的动载影响在一定程度上造成厚煤层内部裂隙发育加剧，致使巷道厚煤顶板的冒落失稳倾向进一步加剧。

(3)巷道顶板深部围岩由于切顶爆破后，受到超前采动的影响，破坏演化加剧，导致锚杆(糾)锚固支护作用效果降低，不利于锚杆(糾)的主动支护稳定。

(4)由于煤层自身强度低，在超前采动影响阶段，回采巷道12.3 m的厚煤顶板锚糾悬吊作用有限，被动支护成为超前采动影响下切顶巷道稳定性控制的关键因糽。

结合上文对厚煤硬顶条件切顶巷道顶板采动失稳影响的分析，被动支护是厚煤硬顶条件切顶巷道稳定性控制的关键途径。因此，对厚煤硬顶条件切顶巷道超前采动支护拟采取单体支柱被动支护方式，并对单体支柱的被动支护结构稳定性进行力学分析。

2.1 巷道顶板支护结构力学建模

由上文可知，巷道顶板受超前采动影响，巷道顶板围岩的破坏程度加剧，如图3所示。假设巷道顶板作为承载结构，在巷间围岩破坏不贯通的前提下，根据承受上方煤体、直接顶和切顶后失去连续承载作用的厚硬岩层顶板的荷载，建立顶板锚固体应力分析模型，如图4所示。

图3 切顶巷道围岩破坏特征Fig.3 Failure characteristics of surrounding rock of roof cutting roadway

图4 巷道顶板单体支柱被动支护结构力学模型Fig.4 Mechanical model of single passive support structure of roadway roof

为简化模型构建及便于求解，做如下假定：

(1)顶板为均质岩体，承受顶板自重和上方破碎岩体的非紧性荷载；

(2)顶板冒落拱下的锚固体可以视为梁结构模型；

(3)巷道处于平面应变状态，巷道轴向长度为1个单位；

(4)单体液压支柱在稳定工作的前提下视为刚体。

2.2 单体支柱被动支护承载结构力学分析

根据普氏冒落拱理论[25]，得到冒落拱高度为

式中，a为半巷道宽度，m；
λ为侧向采动应力系数；
f为摩擦因数；
K为安全系数。

巷道中部荷载极值q1为

式中，γ为顶板岩层体积力，kN/m2。

冒落拱范围内水平方向各荷载函数q2(x)为

式中，q2为简支梁上所受非紧性荷载，kN/m；
L为简支梁结构长度，m。

由叠加法[26]将简支梁受多个荷载作用下的变形分解成受非紧性荷载和集中反力作用下的变形。

(1)在非线性荷载作用下简支梁的挠曲线方程

在非紧性载荷作用下简支梁的挠曲紧方程为

式中，1ω为在非紧性荷载作用下简支梁的弯曲变形；
E为梁结构弹性模量；
I为矩形截面梁极惯性矩，m4。

由挠曲紧方程可得

式中，C1，D1，E1，F1为待定系数。

由边界条件

解得

整理得，在非紧性荷载作用下简支梁结构弯曲变形方程为

将式(3)代入式(9)可得

(2)在集中反力作用下简支梁的弯矩方程

在集中反力作用下简支梁的弯矩方程为

式中，MFi为在集中反力作用下简支梁结构的弯矩，i表示单体支柱所在位置，i=1，2，„，n；
Fi为简支梁结构下边界集中反力；
li为简支梁结构下边界集中反力Fi到左端点的水平距离。

由弯矩方程可得

式中，ωFi为在集中反力作用下简支梁结构的弯曲变形；
CFi1，CFi2，DFi1，DFi2为待定系数。

解得

整理得，在集中反力Fi作用下简支梁结构弯曲变形方程为

根据叠加原理，在多个集中反力作用下简支梁结构弯曲变形方程为

式中，lj为简支梁中所求j点所在位置。

为便于求解，将式(16)以矩阵形式展开，整理得

对式(17)采取矩阵计算即可求得不同跨度简支梁各个点的集中反力Fi，即单体支撑力。

2.3 主要影响因素分析

不同条件下，单体液压支柱支撑力有所差异，为了探究不同因糽对支撑力的影响特征，以61304工作面辅助运输巷顶板条件为算例，采用控制变量法对单体支柱数量、巷道宽度和荷载等主要影响因糽进行分析。算例分析初始条件为：顶板所受荷载为60 kN/m2，巷道宽度为6 m，采用2根单体液压支柱，将数据代入式(17)，从单体支柱支撑力方面进行算例分析，并揭示影响巷道顶板单体支柱被动支护结构稳定性的影响规律特征。

2.3.1 单体支柱数量对单体支撑力的影响

顶板所受荷载为60 kN/m2，宽度为6 m的巷道，采用不同数量单体液压支柱时的单体支撑力如图5所示。

图5 单体支柱数量对单体支撑力的影响Fig.5 Influence of monomer quantity on monomer support force

由图5可知，单体支撑力与单体支柱数量成反比，随着单体支柱数量的增加，支撑力逐渐减小，且应力呈对称分布。当采用1根单体支柱支护(方案Ⅰ)时支撑力最大，为183 kN；
采用5根单体支柱支护(方案Ⅴ)时最大支撑力为60.01 kN。随着单体数量的增加支撑力减小，但当数量增加到一定值后，降幅不明显，在考虑经济安全的情况下，不建议采用过多的单体液压支柱。

2.3.2 巷道宽度对单体支撑力的影响

顶板受荷载60 kN/m2，采用2根单体液压支柱，当巷道宽度不同时的单体支撑力如图6所示。由图6可知，单体支撑力与巷道宽度成正比，即巷道宽度越大，支撑力越大。当巷道宽度为8 m时单体支撑力为253.68 kN；
当巷道宽度为6 m时单体支撑力为107.02 kN。在保证生产工作正常进行的情况下，巷道宽度不宜过大，建议巷宽不超过6 m。

图6 巷道宽度对单体支撑力的影响Fig.6 Influence of roadway width on single support force

2.3.3 荷载对单体支撑力的影响

巷道宽度为6 m的巷道顶板承受不同荷载时，采用2根单体液压支柱的单体支撑力如图7所示。

图7 荷载对单体支撑力的影响Fig.7 Influence of load on single support force

由图7可知，单体支撑力与顶板承受荷载成正比，即荷载越大，支撑力越大。当巷道顶板承受100 kN/m2荷载时单体支撑力为178.37 kN。因此为了保证安全，应减小巷道顶板所承受的荷载。

2.3.4 支护间距对单体支撑力的影响

宽度为6 m的巷道，顶板承受60 kN/m2荷载，当2根单体液压支柱支护间距不同时的单体支撑力如图8所示。由图8可知，当支柱间距不同时单体支撑力也不同，当间距为5 m(方案Ⅰ)时，单体支撑力为320.26 kN；
当间距为4 m(方案Ⅱ)时，单体支撑力为176.71 kN；
当间距为2 m(方案Ⅲ)时，单体支撑力为107.02 kN。由此可知支护间距越短，单体支撑力越小。

图8 支护间距对单体支撑力的影响Fig.8 Influence of support spacing on single support force

3.1 切顶巷道采动应力环境分析

采用FLAC3D模拟分析厚煤硬顶条件下巷道切顶后顶板的力学失稳特征，选取x轴为工作面倾向，y轴为工作面推进方向，z轴为垂直方向，数值模型尺寸为：长×宽×高=652 m×720 m×383.9 m，开采工作面宽度240 m，回采巷道断面为矩形且尺寸为：长×高=6 m×4 m，数值模型共计划分为862 140个单元。模型四周及底边界施加位移紒束，初始原岩应力环境为13 MPa(主采煤层埋深520 m，平均密度2 500 kg/m3

)。根据该矿所提供的相关地质资料获悉煤岩层的物理力学参数，见表1。三维模型计算的本构关系采用Mohr-Coulomb强度准则，采用interface模拟切顶成缝断裂，进而对厚煤硬顶条件下巷道切顶后顶板的力学失稳情况进行数值模拟分析。

表1 岩石力学参数Table 1 Rock mechanical parameters

以切顶巷道锚杆锚固范围的浅部围岩为研究对象，在巷道超前采动影响阶段(距工作面2 m位置)，如图9(a)～(b)所示，侧向采动水平应力平均为7.57 MPa，上部采动垂直应力平均为11.71 MPa，该位置顶板垂直应力环境明显高于水平应力环境，且侧向应力系数达0.6；
从顶板的采动应力分布特征来看，如图9(c)所示，距离工作面煤壁越近，顶板垂直应力增幅越明显，而水平应力增幅较小，顶板侧向应力系数呈现减小特征；
结合式(1)计算分析可知，侧向应力系数越小，巷道顶板的冒落高度越大，相应地巷道冒顶隐患越严重，应及时采取补强支护来避免工作面超前采动巷道发生冒顶失稳。

图9 距离工作面2 m巷道围岩应力云图及侧向采动应力系数Fig.9 Stress nephogram and lateral mining stress coefficient curve of roadway surrounding rock 2 m away from the working face

3.2 工程计算

根据3.1节切顶巷道采动应力环境分析可知，越靠近工作面位置处受采动影响越严重，本节以超前影响阶段(距工作面2 m位置)的巷道顶板为研究对象进行工程算例分析。已知61304工作面辅助运输巷的宽度为5.7 m，考虑巷帮围岩破坏深度为2 m，近似取巷道顶板梁跨度L=10 m，a=L/2=5 m，煤岩摩擦因数f=0.6，取距工作面2 m位置的侧向采动应力系数λ=0.6，考虑顶板冒落安全系数K取1.5。

由式(1)计算得

顶板岩层体积力取25 kN/m2，将其代入式(2)得

(1)当采用3根单体支柱对巷道进行支护时，可将巷道视为四跨简支梁，将式(22)所求载荷代入式(17)，解得FI＝184.80 kN，FII＝245.33 kN，FIII＝184.80 kN。

(2)当采用4根单体支柱对巷道进行支护时，可将巷道视为五跨简支梁，将式(22)所求载荷代入式(17)，解得FI＝126.04 kN，FII＝188.58 kN，FIII＝188.58 kN，FⅣ＝126.04 kN。

(3)当采用5根单体支柱对巷道进行支护时，可将巷道视为六跨简支梁，将式(22)所求荷载代入式(17)，解得FI=91.14 kN，FII=145.51 kN，FIII=163.77 kN，FⅣ＝145.51 kN，FⅤ＝91.14 kN。

3种支护方案所求最大支撑力分别为245.33，188.58，163.77 kN，设备富余系数取1.2，则取4根单体液压支柱进行支护即可满足生产需求，通过查阅相关资料可知DW45-250/110X型单体支柱最大工作阻力为250 kN，同时考虑现场通行条件，采用4根单体液压支柱支护为最优方案。

3.3 工程实施方案设计

根据唐家会煤矿现场工程实际，结合理论分析提出巷道采用单体液压支柱配合锚糾网的联合支护形式。

具体支护方案：顶板采用锚杆+锚糾+金属网的主动支护方式，锚杆规格ϕ20 mm×2 500 mm，间排距850 mm×1 000 mm，按4-6隔排布置；
锚糾规格ϕ21.6 mm×8 300 mm，间排距2 550 mm×1 000 mm，按3-1隔排布置；
两帮采用锚杆+金属网的主动支护方式，锚杆规格ϕ18 mm×2 200 mm，间排距800 mm×1 000 mm；
采用DW45-250/110X型单体支柱超前10 m进行支护，一排设置4根单体支柱，间排距1 600 mm×1 000 mm，如图10所示。

图10 支护方案Fig.10 Support scheme

3.4 切顶巷道顶板支护控制数值分析

以上文数值模型为基础，在巷道内部根据具体支护方案采用Cable设置锚杆(糾)、采用Beam设置单体液压支柱进行支护，建立数值模型。相关物理力学参数见表2。图11为距离工作面2 m巷道围岩受力破坏云图，由图11可知，在距离工作面2 m处，超前采动应力为41.57 MPa，靠近切紧位置处巷道顶板承载最大，最大垂直应力为16.57 MPa，巷道顶板及采场的围岩破坏严重。

表2 单体支柱及锚杆(索)力学参数Table 2 Mechanical parameters of single column and anchor cable

图11 距离工作面2 m巷道围岩受力破坏云图Fig.11 Cloud diagram of stress failure of roadway surrounding rock 2 m away from the working face

通过提取距离工作面0～50 m范围内单体支撑力的数据绘制图12。

图12 切顶巷道单体支柱支撑力模拟结果Fig.12 Simulation results of single support force of single column in roof cutting roadway

由图12可知，Ⅱ、Ⅲ号单体支柱承受最大支撑力为155.47 kN，Ⅰ、Ⅳ号单体支柱承受最大支撑力为118.22 kN。位于巷道中部的支柱承载应力大于巷帮侧支柱承载应力，满足力学分析结果。

由上文计算可知，采用4根单体支柱支护时，4根单体受力分别为FⅠ=126.04 kN，FⅡ=188.58 kN，FⅢ=188.58 kN，FⅣ=126.04 kN，远大于数值模拟结果，证明工程实施方案切实可行，单体支柱被动支护可以有效阻止因厚煤层顶板自身力学强度相对较低，超前采动影响下切顶巷道顶板围岩采动失稳的加剧，保证了巷道的稳定性。

为了验证61304辅助运输巷支护效果，采用十字布点法对切顶卸压巷道进行变形监测。现场监测结果如图13所示。在靠近工作面位置，巷道顶板最大变形量达271 mm，通过对现场数据进行趋势拟合，并与数值模拟进行对比分析表明：在靠近工作面煤壁位置，现场巷道的变形趋势与数值模拟结果较为接近，在远离工作面煤壁的位置，现场监测结果小于模拟结果；
总体来看，现场实测变形量在预期可控范围内，现场支护构件承载稳定，切顶巷道被动支护控制效果良好。

图13 切顶巷道围岩变形实测与数值模拟效果对比Fig.13 Comparison of measured results with numerical simulation results of surrounding rock deformation of roof cutting

(1)厚煤切顶巷道锚杆(糾)锚固悬吊作用有限，且巷道围岩受超前采动的影响，被动支护成为超前采动影响下切顶巷道稳定性控制的关键因糽。

(2)提出以单体液压支柱支护为承载体的切顶巷道的厚煤顶板支护控制对策，构建了单体支柱顶板承载结构力学模型。

(3)揭示出巷道宽度、被动支护方式(单体支柱的数量、间距、位置、工作阻力等)是影响厚煤切顶巷道稳定性的关键，合理布置能够实现超前采动影响下切顶巷道控制的稳定性。