单仁亮ꎬ原鸿鹄ꎬ孔祥松ꎬ李兆龙ꎬ黄鹏程 

(中国矿业大学(北京) 力学与建筑工程学院ꎬ北京　 １０００８３) 

摘 要:为提高掘进效率需合理设计厚硬顶板巷道支护方式ꎬ以晋城矿区厚硬 Ｋ２ 灰岩顶板下方 １５ 号煤层工作面回风巷道为例ꎬ采用数值计算的方法对影响坚硬顶板巷道稳定性的主要因素及支护技 术进行了研究ꎮ 结果表明:随着坚硬顶板强度及厚度的增大ꎬ巷道顶板变形及塑性分布范围逐渐减 小ꎻ随着两帮支护强度的增大ꎬ两帮变形及塑性分布范围明显减小ꎬ并可在一定程度上减小顶板变形ꎻ 在采动影响围岩应力二次重新分布作用下ꎬ特厚坚硬顶板始终处于弹性状态ꎬ即无卸压区ꎬ支护对于 顶板围岩变形量影响极小ꎻ顶板无支护、同时采用强帮支护方案能够有效控制厚硬顶板巷道稳定性ꎮ

０　 引　 　 言 

  晋城矿区 １５ 号煤层位于石炭系太原组下部ꎬ平 均厚度 ４.２ ｍꎬ其直接顶 Ｋ２ 石灰岩厚度 ８ ~ １２ ｍꎬ结 构致密坚硬ꎬ属一级稳定围岩[１－２] ꎮ 厚硬顶板工作 面回采巷道一般沿顶板掘进ꎬ两帮及底板为煤体ꎬ与 顶板相比ꎬ两帮及底板强度低、稳定性差[３－４] ꎮ 目前 晋城矿区 １５ 号煤工作面回采巷道面临的突出问题 是:Ｋ２ 石灰岩顶板强度高、厚度大、整体性好、自稳 能力强ꎬ巷道开挖后ꎬ顶板难于钻孔ꎬ支护速度慢ꎬ已 有研究表明岩石坚硬程度与其中钻孔破碎比功及速 度有很大关系ꎬ岩石硬度增加ꎬ则在其中钻孔的难度 将成倍增加[５－７] ꎬ严重降低其中锚杆、锚索安装效 率ꎻ同时厚硬顶板巷道围岩变形能主要由两帮及底 板释放ꎬ如果支护不当ꎬ两帮内挤变形和底板鼓起严 重ꎬ影响巷道正常使用ꎬ并可能最终导致巷道失稳ꎮ所以研究该类厚硬顶板巷道合理支护形式ꎬ提高厚 硬顶板巷道的掘进、支护效率具有非常重要的意义ꎮ 

  关于坚硬顶板巷道稳定性控制ꎬ已有很多研究 成果ꎮ 煤巷围岩一般具有两帮强度低ꎬ顶板强度高 的特性ꎬ有时巷道顶板可为坚硬的石灰岩、中砂岩 等ꎬ此时顶板与两帮强度差较大ꎬ巷道破坏一般由帮 部开始ꎬ巷道两帮围岩变形及受力状态对巷道整体 稳定性有着重要的作用[８－１０] ꎮ 厚硬顶板巷道开挖 后ꎬ两帮松软煤体由原有的三向应力状态转化为二 向应力状态ꎬ在厚硬顶板的巨大压力作用下巷道相 对软弱的两帮会出现压剪滑移破坏[１１－１３] ꎮ 强帮支 护理论认为ꎬ煤巷是典型的两帮岩体比顶板软弱的 巷道ꎬ通过加强巷道帮部支护强度与刚度ꎬ能够显著 改善巷道受力状态ꎬ减小巷道极限平衡区和围岩变 形量ꎬ提高煤巷的整体稳定性[１４－１６] ꎮ 

  近年来研究表明ꎬ强帮支护技术对于坚硬顶板 回采巷道具有较好的支护效果[１７－２０] ꎮ 基于这种支 护理念ꎬ笔者以晋城矿区致密坚硬 Ｋ２ 石灰岩顶板 工作面回风巷道稳定性控制问题为背景ꎬ从 １５ 号煤 层及顶底板岩体物理力学性质出发ꎬ采用数值模拟 的方法研究了厚硬顶板巷道围岩变形特征与主要影 响因素ꎬ并运用强帮支护理论分析了两帮支护强度 与巷道整体稳定性的关系ꎮ 在以上基础上提出厚硬 顶板巷道的普遍控制方案ꎬ可为同类型巷道稳定性 控制提供有益的参考ꎮ 

１　 坚硬顶板巷道变形影响因素数值模拟 

１.１　 模拟对象及模型建立 

  结合晋城矿区裕兴煤矿 １５ 号煤层 １５１０７ 工作 面回风巷道进行模拟研究ꎬ该矿 １５ 号煤层为近水 平煤层ꎬ平均厚度 ４.２ ｍꎬ最大埋深 ３５０ ｍꎮ 煤层直 接顶为太原组下部 Ｋ２ 石灰岩ꎬ平均厚度 ８.０ ｍꎬ直 接底为泥岩ꎬ平均厚度 ３. ５ ｍꎬ煤层及顶底板岩层 柱状图如图 １ 所示ꎮ 其中回风巷道为:宽×高 ＝ ４.２ ｍ×３.５ ｍ 矩形断面ꎬ沿煤层顶板掘进ꎮ 现场地应 力测量结果表明垂直应力即为自重应力场ꎬ侧压 系数取 １ꎮ 

  采用有限差分数值计算软件 ＦＬＡＣ３Ｄ ꎬ将较长 巷道作为平面应变问题处理ꎬ建立薄板数值计算 模型宽×高×厚 ＝ ４２.５ ｍ×３８.０ ｍ×１０.０ ｍꎮ 模型底 部限制节点全部位移ꎬ４ 个侧面限制节点水平方向 位移ꎬ上部施以 ｐ ＝ γＨ 的应力( γ 为岩体容重取 ２５ ｋＮ / ｍ３ ꎻＨ 为采深) ꎬ如图 ２ 所示ꎮ

１.２　 模拟参数与方案  

 准确的煤岩体力学参数是工程实际问题研究的 基础ꎬ为了获得 １５ 号煤及顶底板岩体物理力学参 数ꎬ对裕兴煤矿煤层及顶底板采样后进行了岩性分 析ꎮ 主要结果有:在单轴压缩试验条件下ꎬＫ２ 石灰 岩破坏形式主要为脆性劈裂拉破坏ꎬ平均单轴抗压 强度和抗拉强度分别为 ９５.５ 、９.７ ＭＰａꎬ该石灰岩顶 板致密坚硬ꎬ节理裂隙不发育ꎬ且不易风化ꎻ底板泥 岩平均单轴抗压强度和弹性模量分别为 １６.３ ＭＰａ、 １２.８ ＧＰａꎻ１５ 号煤单轴抗压强度和弹性模量分别为 １５.６ ＭＰａ 、３.６ ＧＰａꎮ 参考岩性分析结果确定数值计 算中煤岩层物理力学参数见表 １ꎬ计算采用莫尔－库 仑本构模型ꎮ

　 根据所研究巷道生产地质条件ꎬ对影响坚硬顶 板巷道稳定性的因素进行模拟分析ꎮ 具体模拟方案 如下: １)煤层直接顶厚度为 ８ ｍ 时ꎬ不同顶板岩层物 理力学参数对巷道稳定性的影响ꎮ 顶板强度参数变 化[２１]情况见表 ２ꎮ

２)不同坚硬顶板厚度对巷道稳定性的影响ꎮ 坚硬顶板厚度分别取 ２、４、６、８ ｍꎬ见表 ３ꎮ

１.３　 模拟结果分析 

１)顶板强度对围岩变形破坏规律的影响ꎮ 直 接顶厚度为 ８ ｍ 时ꎬ不同顶板强度下巷道围岩位移 场分布如图 ３ 所示ꎬ围岩塑性区分布如图 ４ 所示ꎮ 由图 ４ 可知ꎬ软弱顶板巷道顶板下沉量 １０.４４ ｍｍꎬ 两帮移近量 １７.０５ ｍｍꎬ底鼓量 ７.８１ ｍｍꎻ常规顶板巷 道顶板下沉量 ５.４６ ｍｍꎬ两帮移近量 １５.４５ ｍｍꎬ底鼓 量 ７.７８ ｍｍꎻ中硬顶板巷道顶板下沉量 ３.７ ｍｍꎬ两帮 移近量 １４.４９ ｍｍꎬ底鼓量 ７.７３ ｍｍꎻ坚硬顶板巷道顶 板下沉量 ３. １４ ｍｍꎬ两帮移近量 １４. ２５ ｍｍꎬ底鼓量 ７.５７ ｍｍꎮ 随着巷道顶板岩体强度由低到高ꎬ巷道掘 进后顶板最大变形量及位移范围逐渐减小ꎬ两帮与 底板位移也有小幅度减小ꎬ围岩中最大位移区逐渐 由顶板转移到两帮及底板ꎮ 巷道开挖后ꎬ仅在巷道 两帮浅部出现小范围的拉破坏区域ꎬ其余都是压剪 破坏ꎬ软弱顶板巷道顶底板、两帮中均出现了较大范 围的塑性屈服区ꎬ随着巷道顶板围岩强度的逐渐增 加ꎬ顶板中塑性屈服区域逐渐减小ꎬ逐渐转变为弹性 状态ꎮ

　 ２)坚硬顶板厚度对围岩变形破坏规律的影响ꎮ 不同坚硬顶板厚度条件下巷道围岩位移场分布如图 ５ 所示ꎮ 由图 ５ 可知ꎬ坚硬顶板厚度为 ２ ｍ 时ꎬ巷道 顶板下沉量 ５.７ ｍｍꎬ两帮移近量 １５.６５ ｍｍꎬ底鼓量 ７.６９ ｍｍꎻ坚硬顶板厚度为 ４ ｍ 时ꎬ巷道顶板下沉量 ４.１５ ｍｍꎬ两帮移近量 １４.８ ｍｍꎬ底鼓量 ７.７１ ｍｍꎻ坚 硬顶板厚度为 ６ ｍ 时ꎬ巷道顶板下沉量 ３.４ ｍｍꎬ两 帮移近量 １４.３８ ｍｍꎬ底鼓量 ７.７７ ｍｍꎻ坚硬顶板厚度 为 ８ ｍ 时ꎬ巷道顶板下沉量 ３. １４ ｍｍꎬ两帮移近量 １４.２５ ｍｍꎬ底鼓量 ７.８１ ｍｍꎮ 随着坚硬顶板的厚度 不断增大ꎬ巷道掘进后顶板最大变形量及位移范围 也逐渐减小ꎬ同时两帮与底板位移也有小幅度减小ꎮ 巷道顶板为坚硬顶板时ꎬ围岩中塑性区主要分布在 巷道两帮及底板ꎬ顶板始终处于弹性状态ꎮ

３)两帮支护强度对围岩变形破坏规律的影响ꎮ 巷道为 ８ ｍ 厚坚硬顶板时ꎬ不同两帮支护强度条件 下巷道围岩位移场分布如图 ６ 所示ꎬ围岩塑性区分 布如图 ７ 所示ꎮ 由图 ６ 可知ꎬ两帮无支护时顶板下 沉量 ３.１４ ｍｍꎬ两帮移近量 １４. ２５ ｍｍꎬ底鼓量 ７. ８１ ｍｍꎻ两帮支护强度为 ０.２ ＭＰａ 时ꎬ顶板下沉量 ３.０１ ｍｍꎬ两帮移近量 １２.９５ ｍｍꎬ底鼓量 ７.６６ ｍｍꎻ两帮支 护强度为 ０.５ ＭＰａ 时ꎬ顶板下沉量 ２.８５ ｍｍꎬ两帮移 近量 １１.３５ ｍｍꎬ底鼓量 ７. ４７ ｍｍꎻ两帮支护强度为 １.０ ＭＰａ 时ꎬ顶板下沉量 ２.６５ ｍｍꎬ两帮移近量 ９.４０ ｍｍꎬ底鼓量 ７.２５ ｍｍꎮ 两帮有支护后巷道表面拉破 坏区域消失ꎬ且随着巷道两帮支护强度的逐渐增大ꎬ 两帮最大变形量有大幅度的减小ꎬ同时巷道顶板中 最大变形量及位移范围也表现出明显减小的趋势ꎮ 巷道开挖后ꎬ无支护巷道两帮中均出现了较大范围 的塑性屈服区ꎬ随着巷道两帮支护强度的增加ꎬ两帮 围岩塑性屈服区域逐渐减小ꎮ 可见ꎬ两帮支护强度 的增大能够显著减小两帮塑性屈服区的分布范围ꎬ 控制巷道两帮变形量ꎬ并且在一定程度上减小巷道 顶板变形量及改善位移分布区ꎮ

  综上所述ꎬ随着巷道坚硬顶板强度及厚度的增 大ꎬ顶板最大变形量及位移范围逐渐减小ꎻ随着巷道 两帮支护强度的增大ꎬ两帮围岩位移及塑性区分布 范围明显减小ꎬ且顶板变形量也有小幅度的减小ꎮ 厚硬顶板巷道开挖后顶板变形量小ꎬ且通过支护两 帮能够起到维护巷道顶板稳定性的作用ꎮ

２　 坚硬顶板巷道围岩控制技术 

２.１　 稳定性原理 

  围岩中的应力分布规律及围岩力学特征是决定 巷道位移及塑性区分布的根本因素ꎬ因此根据围岩 中应力分布状态及围岩力学特征可确定相应的巷道 破坏规律及支护对策ꎮ 巷道开挖后ꎬ围岩中水平应 力是造成顶板变形的主要原因ꎬ不同顶板性质及支 护条件下巷道围岩中水平应力分布云图如图 ８ 所 示ꎬ由图 ８ 可知ꎬ特厚坚硬顶板能够承担巷道开挖后 所产生的二次应力集中ꎬ相对软弱顶板及薄层坚硬 顶板具有更强传递水平应力的能力ꎬ顶板无水平应 力卸压区ꎮ 巷道两帮高强度支护能够一定程度上弥 补由于巷道开挖而导致的两帮水平应力释放ꎬ并能 够间接增强巷道顶板中水平应力传递能力ꎮ 因此此 类厚硬顶板巷道的支护重点应放在巷道两帮支护 上ꎬ采取合理支护措施控制两帮围岩变形是巷道稳 定性控制的关键ꎮ

２.２　 煤巷强帮支护理论 

  厚硬顶板巷道开挖后ꎬ两帮煤体中会出现塑性 屈服及裂隙发育ꎬ且顶板变形量小ꎮ 提高帮部的强 度与刚度ꎬ增大两帮被锚固煤体整体性及承受竖向荷载的能力ꎬ使煤帮更好地支承巷道顶底板ꎬ最终可 以改善两帮煤体应力分布状态ꎬ阻止塑性屈服与破 坏向围岩深处发展ꎬ减小两帮极限平衡区和顶板的 广义跨度ꎬ达到强帮护顶ꎬ提高巷道整体稳定性的 目的ꎮ 

  强帮支护理论中两帮煤体各阶段受力状态的变 化如图 ９ 所示ꎬ其支护原则:巷道帮部破坏由开挖卸 载、二次应力分布和帮部煤体塑性屈服引起ꎮ 由于 顶底板岩体强度较高ꎬ两帮煤体强度低ꎬ将帮部煤体 所受垂直应力近似最大主应力ꎬ水平应力近似最小 主应力ꎮ 第 １ 阶段:在巷道开挖后ꎬ巷道径向应力得 到释放ꎬ两帮最小主应力减小ꎬ且由于巷道切向应力 集中ꎬ两帮最大主应力增大ꎬ导致莫尔圆半径增大ꎬ 由圆 １ 发展到圆 ２ꎬ当莫尔圆与抗剪强度包络线相 切时ꎬ即达到极限平衡状态ꎬ出现压剪破坏ꎮ 第 ２ 阶段:随着帮部支护力的不断增大ꎬ帮部煤体所受 第三主应力逐渐增大ꎬ围岩承载能力大幅提高ꎬ莫 尔圆圆心横坐标增大、半径减小ꎬ由圆 ２ 发展到圆 ３ꎬ最终使帮部煤体由极限平衡状态进入弹性安全 状态ꎮ

  对于晋城矿区厚硬 Ｋ２ 灰岩顶板 １５ 号煤层回 采巷道ꎬ采用强帮支护理论来指导巷道支护可以在 降低支护成本、增加支护效率的前提下保证巷道稳 定性ꎬ值得进一步研究推广ꎮ

２.３　 坚硬顶板巷道强帮支护参数计算

  数值模拟分析对比厚硬顶板巷道在无支护、两 帮中等强度支护、顶帮同时中等强度支护 ３ 种条件 下帮部及顶板围岩变形量ꎬ如图 １０ 所示ꎮ 结果表 明ꎬ两帮支护对相对软弱的帮部围岩变形量起到了 明显改善作用ꎬ中等强度支护相对无支护帮部位移 量能够减小 ２０％以上ꎻ但中等强度支护相对无支护 顶板变形量基本相同ꎮ 厚硬顶板巷道中顶板支护对 于顶板围岩变形量影响极小ꎬ在不进行顶板支护条 件下ꎬ采用帮部支护能够有效提高巷道稳定性ꎮ 

图 １０　 不同支护条件下巷道围岩变形量

Ｆｉｇ.１０　 Ｒｏａｄｗａｙ ｄｅｆｏｒｍａｔｉｏｎ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｓｕｐｐｏｒｔ ｓｔｒａｔｅｇｙ 

在不支护顶板条件下ꎬ结合裕兴煤矿 １５ 号煤层 １５１０７ 工作面实际生产地质状况ꎬ采用强帮支护理 论对其回风巷两帮支护参数进行设计ꎮ 由岩体莫尔－库仑强度理论得 σ３ ＝ σ１ ｔａｎ２ ４５° － φ / ２ ( ) － ２ｃｔａｎ ４５° － φ / ２ ( ) (１) 式中: σ３ 为最小主应力ꎻ σ１ 为最大主应力ꎻ φ 为煤 体内摩擦角ꎻ ｃ 为煤体黏聚力ꎮ 当两帮处于极限平衡状态时ꎬ竖向应力等于两 帮破坏围岩强度ꎬ此时 σ３ ＝ ０ꎬ σ１ ＝ σｐ ꎬ有 ２ｃ ＝ σｐ ｔａｎ ４５° － φ / ２ ( ) (２) 式中ꎬ σｐ 为煤体单轴抗压强度ꎮ 由式(１) 、式( ２) ꎬ令 ｑ 为巷道两帮煤体所承担 荷载ꎬ则两帮围岩稳定所需支护反力 ｐ 为 ｐ ＝ ｑ － σ１ ( ) ｔａｎ２ ４５° － φ / ２ ( ) (３) 由式(３)计算ꎬ巷道开挖后ꎬ取极限状态下两帮 垂直应力集中系数为 １. ６ꎬ由垂向原岩应力 ８. ７５ ＭＰａ 及两帮煤体强度 １２.８ ＭＰａꎬ计算可得巷道两帮 所需支护反力 ｐ ＝ １７５ ｋＮ / ｍ２ ꎮ 巷道中部压剪滑移式片帮深度 Δａ 为 Δａ ＝ Ｍｔａｎ ４５° － φ / ２ ( ) / ２ (４) 由式( ４) ꎬ确定两帮锚杆长度不小于 １.３ ｍꎬ间 排距不小于锚杆长度 １ / ２ꎮ 

３　 工程应用 

  以强 帮 支 护 理 论 指 导 裕 兴 煤 矿 １５ 号 煤 层 １５１０７ 工作面特厚坚硬顶板回风巷道支护参数设 计ꎮ 巷道顶板无支护ꎬ每帮每排布置四根直径 ２０ ｍｍꎬ长度 ２ ０００ ｍｍ 左旋无纵筋螺纹钢锚杆ꎬ拉断荷 载 １５４ ｋＮꎬ满足极限状态下两帮围岩对支护力的要 求ꎬ间排距 １ ０００ ｍｍ×１ ０００ ｍｍꎬ其中最外侧两根锚 杆ꎬ分别水平向上向下 １５°倾斜布置ꎮ 挂网ꎬ并采用 ２１２钢筋梯子梁压网ꎮ 支护断面及预应力场分布如图 １１ 所示ꎮ

ø 巷道采用强帮支护方案后ꎬ在掘进工作面后 方采用十字布点法对围岩变形进行监测ꎬ处理后监 测结果如图 １２ 所示ꎮ

监测数据显示ꎬ巷道掘进初期两帮及底板围岩 变形速率最大仅为 １.５ ｍｍ / ｄꎬ顶板变形速率较小ꎬ 几乎监测不到ꎬ最终围岩位移在 ３０ ｄ 左右达到稳 定ꎬ整个监测期间巷道顶板下沉量不到 ５ ｍｍꎬ底鼓 量为 ２５ ｍｍꎬ两帮移近量为 ３８ ｍｍꎬ强帮支护效果 良好ꎮ 

４　 结　 　 论 

１)晋城矿区 １５ 号煤层直接顶为致密坚硬 Ｋ２ 石灰岩ꎬ平均单轴抗压强度和抗拉强度分别达到了 ９５.５ ＭＰａ 和 ９.７ ＭＰａꎬ可钻性较差ꎬ破碎比功大ꎬ钻 孔速度慢ꎬ严重降低了其中锚杆、锚索安装效率ꎮ 

２) 随着巷道坚硬顶板强度及厚度的增大ꎬ顶板 最大变形量及变形范围逐渐减小ꎻ随着巷道两帮支 护强度的增大ꎬ两帮围岩变形及塑性区分布范围明 显减小ꎬ且顶板变形量也有小幅度的减小ꎬ通过支护 两帮能够起到维护巷道顶板稳定性的作用ꎮ 

３)巷道掘进后ꎬ特厚坚硬顶板始终处于弹性状 态ꎬ无水平应力卸压区ꎬ两帮及底板卸压范围较大ꎬ 顶板支护对围岩变形量影响极小ꎬ采取合理支护措 施控制两帮围岩变形是巷道稳定性控制的关键ꎮ 

４) 现场监测结果表明ꎬ在顶板无支护条件下ꎬ 根据两帮煤体强度参数针对性设计强帮支护方案能 够有效控制厚硬顶板巷道围岩变形ꎬ保证巷道稳定 性ꎬ提高晋城矿区厚硬顶板巷道掘进生产效率ꎮ 

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——转载自“煤炭行业知识服务平台”

 单体便携式螺旋支柱简介

湘潭乾坤的便携式螺旋支柱由五部分组成。

规格型号解读：

1.5米便携式螺旋支柱的含义：金属钢管直径有48和63两款，最高支撑高度为1.5米。该款支柱可支撑1-1.5米的高度 。
钢管直径越大，支柱承重越大，可支撑高度越高。
支柱高度越高，支柱承重越小。