A060201 煤巷顶板离层控制理论及实践.docx

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A060201煤巷顶板离层控制理论及实践

煤巷顶板离层控制理论及实践

张农

【中国矿业大学，江苏徐州221008】

摘要首先提出极易离层破碎型煤巷顶板的概念，分析了该类顶板的两种垮冒现象及对应的两类锚杆支护失稳形式，进而提出基于高强预拉力支护的顶板离层控制原理和新型高性能顶板控制技术，最后通过几种典型类别煤巷的工程应用示例作进一步说明。

关键词：

煤巷顶板离层控制高强预拉力支护

1引言

煤矿层状赋存的顶板岩体结构中，煤巷较上部一层至数层厚度大、强度高的坚硬岩层不受巷道开挖影响，一般能够自稳，不需人工支护，而煤层及其顶底板多是强度低、厚度小的薄层状岩层组成。

当顶板软弱岩层较薄时适用悬吊理论，用锚杆将薄层软岩锚固在坚硬岩层上即可以保证安全。

这种条件在美、澳等国外先进采矿国家比较普遍，因而煤巷锚杆使用比重较高。

但我国煤层赋存条件复杂多样，多数条件顶板软弱层较厚，松动破碎区范围大，悬吊理论不适用，支护困难较大。

以两淮矿区为例，大部分煤层顶板是由多层松软岩层和煤线组成的复合破碎顶板，比如淮南矿区13槽、11槽和6槽煤层，淮北临涣煤田7#、8#、9#煤层，宿县矿区8#煤层。

这些煤层内广泛分布的顶板具有如下赋存特点：

1）顶板结构复杂，软弱夹层和层理十分发育，掘后顶板破碎范围大，空顶自稳时间短，极易发生离层垮冒；

2）煤层结构复杂，多数煤层含有坚固性系数f值仅为0.2~0.5的软弱煤线，或煤体松散破碎，坚固性系数f值低于1.0，锚固性能差；

3）采深普遍达到500~600m，部分进入800m以下；

4）煤层赋存状态频繁变化，构造影响随处可见、随时可遇，区域构造应力十分突出，水平应力的作用显现明显；

5）高瓦斯矿区，通风断面要求大，巷道跨度大；

6）顶板裂隙水发育，泥化严重。

我们称这类顶板为离层破碎型顶板。

该类顶板累计不稳定层厚度很大，常常达到5.0~10.0m以上，受巷道空间限制锚杆长度一般不能超过3.0m。

在该种条件下采用高强树脂锚杆支护后，锚固区岩体得到有效加固，但整个锚固区仍处于不稳定范围内，即锚杆支护能限制锚杆长度范围内岩体的变形，消除锚固区内离层，并产生很大的支护抗力，但避免不了在锚杆长度以外的顶板弱面离层，进而导致垮冒，顶板的安全可靠性很低。

长期以来该类煤巷锚杆支护技术没有突破，通常只能采用U型钢拱形可缩支架和矿工钢梯形支架支护，但支护效果很差，不能满足安全生产的基本要求。

选择离层破碎型煤巷顶板的控制理论和关键控制技术进行研究，不仅可以解决该类煤巷的支护技术难题，同时可以推动我国煤矿顶板控制技术的突破，大大改善煤矿安全状况，推动行业技术进步。

2煤巷顶板离层控制原理

离层破碎型煤巷顶板的失稳表现为向上渐次垮冒的动态发展过程，煤巷采用以锚杆为基础的支护形式时，其顶板的稳定性取决于锚固区内外的离层状况。

有些矿区单纯从提高锚杆的规格和加大支护密度出发，使成本增加很大，但仍不能从根本上控制顶板垮冒。

实际上，绝大多数煤巷支护失效表现为锚固区整体垮冒，其中锚杆受力很小，几乎没有杆体破断现象。

因此锚固区外的弱面离层是煤巷采用锚杆支护技术面临的一大挑战。

80年代以来，煤层顶板控制理论发展很快，除了传统的悬吊理论、组合梁（拱）理论以外，提出了“最大水平应力理论”、“围岩强度强化理论”、“刚性梁理论”等新理论，对煤层顶板的破坏原因、破裂岩体的锚固规律及影响因素、支护预拉力的作用机理等都做了较深入的分析。

这些成果为课题组提出顶板预应力控制思想和离层控制理论起到了很好的借鉴作用。

顶板离层控制理论和结构分析就是基于对水平地应力和锚杆预应力作用深入认识，从分析冒顶特征和支护失效的原因出发而提出的新控制理论。

2.1煤巷顶板的失稳形式

结合两淮矿区的条件，课题组跟踪调研了国内煤矿的一些典型的顶板垮冒现象，主要表现为两种。

随巷道掘进开挖出现临空自由面，应力重新分布，软弱围岩必然出现破坏，并形成一定范围的松动区，而目前的所有支护都有一定的滞后性，因此顶板表层软弱岩体的冒落是不可避免的，我们称之为松脱型垮冒，其范围一般在0.5~1.5m内，产生的负荷一般在15~25kN/m2以内。

目前针对这种类型的垮冒所常用的顶板控制方式为架棚支护和普通高强锚杆支护。

由于架后空虚，棚式支护架设之初对顶板松动岩体没有任何作用；而“九五”期间形成的锚杆支护技术更多地强调了锚杆支护系统的强度，其初锚力仍很低，一般仅能达到5kN/根，尚不足以平衡松脱岩体重量。

因此这两种低初始支护力的支护形式不能阻止顶板岩体松动范围的进一步扩大，不能防止松脱型冒顶，直到松动破坏岩体充满架后空区支架才起作用，或围岩碎胀变形充分后锚杆才被动承载。

顶板岩体松动范围的加大减少了有效锚固厚度，在水平应力和自重应力双重作用下，锚固区发生弯曲变形，上位弱面受水平剪切破坏，层间位移导致弱面离层，锚固区变形持续发展直至垮冒，我们称之为挤压型垮冒。

a）松脱型垮冒b）挤压型垮冒

图1煤巷顶板的两种垮冒类型

第一种冒顶主要是破裂岩体在自重作用下发生的，第二种冒顶则主要是顶板次生水平应力的作用效应。

相应地，支护的失效表现为两种情况：

松脱型垮冒得不到控制，锚固区产生裂隙，锚固强度衰减，进而导致锚固区整体稳定性的削弱或破坏，称之为锚固区内离层；锚固区本身的完整性较好，但整体变形过大，不能阻止向上的渐进破坏，导致外层弱面离层，称之为锚固区外离层。

锚固区外离层的持续发展将导致锚固区整体垮冒，如图2。

图2锚固区整体垮冒

两淮矿区的典型煤层顶板在掘进时表现为强烈的冒顶倾向，根据顶板破碎程度、最大完整层厚度不同而表现出不同的空顶自稳时间。

通常掘进循环进尺一般都要求在1.0m以内，支护稍微迟缓便会冒顶。

首先表现为松脱型冒顶，随后由于支护的能效过低、围岩持续变形发展为锚固区外离层的挤压型冒顶。

2.2顶板离层控制原理

如前所述，锚杆安装之初对围岩的作用主要取决于锚杆预拉力的大小，而与支护体系的强度关系不大。

已有的技术更多地强调了锚杆材料的强度而忽视了锚杆的实际能效，这里定义锚杆的支护能效为锚杆载荷与围岩变形量的乘积。

图3为淮南谢桥煤矿煤巷锚杆载荷实测曲线。

由图3可见，锚杆预拉力的提高不仅会改善锚杆的增阻速度，同时对锚杆的最终载荷影响很大，也就是说不同的预拉力产生了不同的锚杆工作曲线。

由此说明提高锚杆预拉力和增加锚杆强度是同样重要的。

这也是将锚杆预拉力作为最重要支护参数开展支护设计、参数优化的理论依据。

图3煤巷锚杆载荷实测曲线

当锚杆预拉力小于松脱岩体重量时，松动范围进一步发展，向上渐次松动，锚固区岩体逐渐破坏，产生裂隙，导致支护失效；当锚杆预拉力大于松脱岩体重量时，则克服了这个缺陷。

因此，课题组提出高强预应力支护的概念，不仅强调支护材料本身的强度、锚杆与围岩的锚固强度，同时注重支护能够实现的初始支护力，即支护的预应力水平。

离层破碎型煤巷掘进时，复合顶板通常有0.5~1.5m厚的松动层（顶板煤岩互层）随掘随冒，有时受端头效应影响处于潜在冒落状态，钻孔等微小的施工扰动都可能诱发垮冒。

其负荷大致为15~25kN/m2，采用人工拧紧螺母的方式安装的普通高强锚杆初始径向支护力一般低于10kN，这种低初锚力的支护尚不足于平衡松动岩体自重，更谈不上有效地控制弱面离层，因而不能形成有效的主动支护，常常难以避免图2所示的锚固区整体垮冒的失稳形式。

高强预应力支护则针对复合顶板的渐进离层垮冒过程，充分调动围岩自身的稳定性和巷道特殊的结构效应，控制顶板的两类离层和垮冒，支护效果和安全状况随之大大改善。

其基本原理如图4所示包括如下几点：

1）通过提高锚杆的初始径向张力及时地将松脱区岩体与上位岩体挤压加固在一起，阻止顶板岩石松脱范围的进一步扩大。

2）增大锚固范围，形成有效的加固厚度，提高锚固区岩体的强度和抗剪刚度，消除顶板的渐次离层和垮冒，并对深部围岩提供侧向约束，维护锚固区外围岩弱面自身的力学性能，调动深部围岩的自身强度和稳定性。

3）当其锚固范围达到稳定岩层并具有足够的强度时，即能保持顶板的安全。

当顶板不稳定层厚很大，锚固范围不能达到深部稳定岩层区时，利用巷道上帮角的围岩挤压区，建立强化承载结构，形成向上的反力矩，抵消水平应力对顶板岩层的破坏作用，同时也预防顶板锚固结构失效时的突发垮冒。

通常在顶板不稳定层厚超过5~6m，锚索加固范围难以达到稳定岩层时采用这种结构，顶板十分破碎，锚固效果不可靠时，也适宜使用这种护顶结构。

图4顶板离层控制原理图

2.3承载结构形式及稳定性分析方法

高强预拉力支护不仅改善顶板的应力状态，消除顶板中部的拉应力区，同时减弱两个顶角的剪切应力集中程度，而且通过强化顶板弱面，消除拉伸破坏，控制围岩弱化区的发展，使锚固区载荷趋于均匀并实现连续传递，从而形成预应力承载结构。

根据顶板岩层结构特征和开采环境的不同，提出不同的预应力承载结构形式如下：

第一种：

关键岩梁结构。

它适用于较薄复合顶板、关键层距顶板较近的条件。

该种结构只需要加大锚固范围，并分析关键岩层和下位岩体间的合理连接强度。

第二种：

强化承载拱结构。

它适用于厚层复合顶板、关键层较远的条件。

该种结构不仅需要建立具有一定强度的整体锚固圈层，同时必须建立该锚固圈与外围承载拱的关系。

文献[3]给出了巷道顶板中部拉伸和肩角剪切破坏的稳定性判据：

式中：

—原岩体的内摩擦角；

—潜在冒落跨块体的重量；

—锚杆排距；

—顶角锚杆处于冒落范围以外的锚固力；

—顶角锚杆安装角度；

—潜在冒落范围内的最大水平应力的稳定值；

—侧向荷载深度比的稳定值；

—冒落块高度；

—由锚杆锚固力引起的锚杆轴向上的等效应力；

—锚固体的单向抗压残余强度。

第三种：

留小煤柱沿空掘巷的大小结构。

针对留小煤柱沿空掘巷特殊的围岩条件，应用关键层理论和数值计算分析方法提出大小结构稳定的基本论点：

沿空掘巷上覆岩体“关键块体结构”无论在巷道掘进前、掘进时还是在掘进后均可以保持稳定；在本区段工作面回采时，顶板的关键三角板虽然有一定程度的回转下沉运动但不会失稳，即大结构是可以自稳的。

这对保持沿空掘巷的稳定性提供了先决的外部条件。

这一结论为留小煤柱沿空掘巷的可行性分析和合理留设煤柱提供科学的理论指导。

合理地选择煤柱尺寸能够保证大结构下的沿空掘巷顶板压力显现较小，支护的关键是保持顶板岩层的整体性，采用锚杆支护时需要提供足够的预拉力和一定的加固厚度。

3高强预拉力支护技术

提高支护产品技术性能的主要途径是研究新产品、新结构，使其适应煤巷破碎围岩条件，提高锚杆支护能效。

基于离层控制理论，本课题提出煤巷高强预拉力支护技术，它是指安装时形成有效约束顶板弱面并消除顶板离层的高强支护系统。

这是有别于低强度、低初锚力的传统锚杆支护和高强度、低初锚力的高强锚杆支护的一个相对的阶段性概念，是锚杆类支护技术发展的一个新阶段。

这里为区别初锚力的传统概念，把安装时超过顶板松动岩层自重并形成预应力承载结构效应的锚杆初始径向作用力叫锚杆预拉力。

近几年高性能锚杆等新型支护手段的研制和应用、大扭矩钻机的开发和推广等相关技术正是按照这一思路迅速发展的。

该技术从根本上解决了支护主动性的问题，克服了高强锚杆支护使用中存在的主要安全和技术缺陷，并初步形成高预拉力、高可靠性和大间排距的新技术特征。

3.1高性能预拉力锚杆支护技术

主要包括新型高性能预拉力锚杆和M型钢带这两项新产品，通常组合成锚、带、网支护形式。

3.1.1新型高性能预拉力锚杆

针对我国目前锚杆加工、使用中存在的缺陷和问题，从锚杆杆体材质及表面结构的选择、锚杆快速安装螺母的研制、丝扣加工及技术要求、提高锚杆预拉力的措施等几个方面研制新型锚杆的结构和性能，并明确提出高性能锚杆的概念，规范了新型锚杆6个方面的技术性能及加工要求：

①采用优质无纵筋左旋螺纹钢加工，其强度和延伸率都符合高强度锚杆对材质的要求，材质优良，取材方便，杆体表面凸纹能够满足搅拌阻力和锚固要求，不必二次加工；

②外端螺纹部采用等强度或增强加工新工艺，螺母、托盘、钢带等附件尺寸匹配、强度相当；

③配双重垫圈，一个尼龙垫圈减少螺母和托盘的摩擦阻力以保证实现预拉力（初锚力），另一个凹形垫圈调整锚杆外端受力以改善螺母受力状态；

④扭矩螺母实现快速机械安装结构；

⑤通过垫圈变形这一醒目的标志直观显示安装施工质量，并标定锚杆预拉力；

⑥配套的新型附件性能优越，包括M型托盘配套顶板M型钢带、槽型托盘配套帮用的Π型轻型带钢，用料省、整体力学性能好，都属于更新换代产品，有多种规格和多个系列。

该类锚杆比普通高强锚杆具有两方面优势：

①安装可靠性好，能够实现高预拉力。

M20规格的单套高性能预拉力锚杆破断力180kN以上，预拉力达到20~30kN。

初始支护强度达到30~45kN/m2，在及时支护和短循环条件下都能够超过初始松动岩体重量形成的负荷。

②通过扭矩螺母实现机械安装，通过双重减摩垫圈保证必需的预拉力，结合垫圈变形直接显示安装质量，安装质量的显性化大大方便了现场施工管理，确保安全。

本项技术不仅强调锚杆的强度，同时进一步强调锚杆的预拉力、机械安装及安全可靠性等综合性能。

实测表明高性能锚杆的支护能效系数是普通高强锚杆的3~4倍。

该类锚杆从1999年研制成功以来，已安全支护巷道130余万米并实现产业化加工。

3.1.2新型M型钢带

新型M型钢带与国外普遍采用并在我国广泛推广的W型钢带相比，具有如下几个优点：

①其抗弯截面模量为W型钢带的3倍左右；

②高翼缘形断面，抗撕裂性好，解决了W型钢带在高地压煤巷使用容易撕裂的缺陷；

③两个方向的截面模量差别大，向下截面模量是向上截面模量的2.75倍，因此很容易与顶板密贴，同时向下截面模量很大，能有效控制锚杆间的围岩松动，维持顶板预应力结构效应。

通过调整厚度，M型钢带已形成系列产品，可以适应不同地质条件、不同支护强度的要求。

3.2小孔径钢绞线预拉力锚索梁技术

由于钢绞线不受巷道断面尺寸限制，通过专用机具可以十分方便地在150kN范围内调节预拉力，因此小孔径钢绞线预拉力锚索科学地调动了深部围岩的稳定性和承载能力，在煤巷中应用广泛。

双锚索可以组合成预拉力锚索梁技术、双斜拉锚索技术和帮部锚索加固技术，为顶板控制提供了新的选择。

在离层破碎顶板中大量使用锚索加固时，为了和预拉力锚杆匹配，一般应采取低张、短锚和适当滞后的锚索使用原则，即锚固范围一般不宜超过5.0~8.0m，预张力选定在60~80kN范围内。

由此减少了锚索提前破断的现象，弱化了锚索刚度过大因而对围岩变形适应性差的副作用。

为了实现钢绞线与钻孔的紧密匹配，并提高锚索的承载能力，φ18mm、φ20mm钢绞线的锚索成套技术及装备的应用越来越多。

3.3高预拉力钢绞线桁架系统

针对顶板松动范围大、地质异常带等特殊地段，利用巷道围岩变形规律，将处于受压状态的巷道两肩窝深部岩体作为锚固点和支护结构的基础，通过高强度的预应力钢绞线传递张拉力，直接作用于顶板锚固区围岩，有效控制厚层复合顶板离层。

该系统结构简单，直接利用M型钢带作受力基础，并由专用机具实现初张力。

其支护原理如图5所示。

图5钢绞线桁架支护原理

高预拉力钢绞线桁架系统是预防顶板垮冒、锚固区失效的可靠手段，设计的双孔环形连接器可以十分方便地连接两根钢绞线，并方便机械张拉。

如图6所示，施工工艺和张拉过程与小孔径预拉力锚索完全一致。

图6桁架连接装置

4工程应用示例

4.1谢桥矿1212（3）工作面上顺槽支护

谢桥矿1212（3）综放工作面位于西一采区西翼一区段，为一走向长壁工作面，标高-420m~460m。

开采煤层为二迭系山西组13-1煤，煤层赋存较稳定。

煤厚5.26m，倾向180~5°，倾角13.5°，为块状和粉末状的半亮半暗型煤，煤层结构较复杂，上部和底部各含一层泥岩夹矸。

直接顶为砂质泥岩和数层煤线互层，累厚普遍超过7.0~8.8m。

该工作面顺槽跟底逮顶煤掘进。

按照离层控制理论和高强预应力支护技术，确定该工作面顺槽采用高性能预拉力锚杆、M型钢带、金属网+锚索和高预拉力钢绞线桁架组合支护技术方案：

①及时用新型高性能预拉力锚杆加固巷道两帮与顶板，与松动顶煤自重抗衡，并将其与上部岩层挤压加固在一起，使巷道表面围岩形成一个完整的整体，控制巷道基本变形；

②用高预拉力钢绞线桁架系统及时强化顶板，利用上帮角内部稳定围岩区进一步加强顶板锚固区，高强预张系统形成向上力矩防止顶板出现离层垮冒；

③适当滞后几排采用小孔径预拉力锚索进一步增强顶板锚固范围，进一步强化顶板的预应力水平，增强锚固层外弱面的力学性能，阻止离层。

图71212（3）工作面实体巷道锚杆布置

图81212（3）工作面上顺槽顶板离层曲线

（a）掘后稳定段；（b）回采超前加强段

图91212（3）工作面上顺槽支护状况

试验表明，富含软弱夹层和弱面的厚层复合顶板松散变形及由沿弱面产生的离层垮冒是其两种主要失稳形式。

松散变形的有效控制取决于及时提供有效的径向约束，即锚杆、锚索和桁架系统的预拉力，这需要锚杆最少提供25~35kN/根的预拉力。

沿锚固区外弱面离层的有效控制则通过锚索支护加大顶板锚固范围并依赖于桁架承载结构来实现。

4.2潘三煤矿1471（3）工作面顺槽支护

该综放工作面开采13槽煤层，采深700m。

工作面顺槽顶板为较完整砂岩直覆，层厚3.0~5.0m。

实测表明，该区域构造应力强烈。

掘巷时顶板平整，但在迎头10~30m范围开始出现顶板炸裂，形成与巷道轴向斜交的贯通裂缝，张开度达到5~35mm。

顺槽采用高性能预拉力锚杆、M型钢带、金属网和锚索梁组合支护。

经实测顶板中部锚杆载荷增速快，2~5天后锚杆载荷即达到50~60kN，10天后锚杆液压枕（量程为100kN）压坏；两帮锚杆受力较小，一般稳定在50kN以下。

大量顶板上靠两帮拐角处的锚杆因受剪切力而破断。

结合锚杆（索）受力观测、围岩变形特征和锚杆剪断现象可以断定，顶板锚杆受力较大，中部轴向力普遍达到100kN左右；顶部两拐角处的锚杆不仅受到轴向力的作用，还受到巨大的水平剪切力的作用；另外顶板锚索支护载荷也超过130kN，顶板锚杆支护系统的整体强度能够基本满足巷道围岩压力的要求，但富裕量已较小。

在类似构造应力区增加锚索用量，基本支护采用槽钢梁和预拉力锚杆、预应力锚索混合交替布置，并锚索加强。

2003年以后，锚索用钢绞线直径由15mm提高到18mm，进一步增加支护强度，取得较好的效果。

图10潘三矿离层型煤巷支护状况

4.3兴隆庄矿4320综放工作面两巷支护

兴隆庄煤矿主采的3号煤层产状平缓，煤厚8.28m，倾角3～70，平均采深500m以上。

综放工作面两巷沿3号煤底板掘进，顶部尚有5m多厚的煤层，另有2m多厚的易冒落泥岩及粉砂岩组成的直接顶，合计顶部不稳定煤岩层累厚约8.0m，因而顶板松散破碎层厚度大。

考虑到煤层硬度较高，顶板稳定程度较好，采用锚、带、网支护。

施工巷道宽4300～4500mm、高3000～3200mm，顶板采用直径22mm、长2500mm的高性能预拉力锚杆，树脂锚固剂卷加长锚固，并铺设菱形金属网、M型钢带；两帮采用直径22mm、长1800mm的高性能预拉力锚杆，树脂锚固剂卷加长锚固，并铺设Π型钢带。

图11兴隆庄矿综放煤巷支护状况

4.4三河尖矿7405综放工作面两巷支护

三河尖矿7405上回风巷所在的煤层平均厚5.41m，埋深720ｍ，倾角3～9°。

煤中等硬度，自稳能力较好。

巷道的老顶为深灰色、坚硬的粉细砂岩互层，厚9.69～17.01m，坚固性系数f值为6～8；直接顶为深灰色粉砂岩，厚度为7.43～8.16m，坚固性系数f值为4～6。

巷道留4m宽小煤柱沿底板掘进，顶部留厚2.2～3.4m的煤层。

因矿井接替原因该巷必须在7401工作面的采动影响全过程中掘进。

巷道断面设计为矩形，宽4500mm、高3000mm。

确定采用组合预拉力支护方案，分三步实施。

首先，及时采用锚、带、网作基本支护，形成顶板预应力结构梁，强化顶煤的整体抗变形性能；其次，滞后3～5排采用小孔径预拉力锚索加强支护，将包括顶煤锚固区的下部不稳定岩层与上部较稳定的直接顶板岩层锚固成一体，减缓顶板关键层破断回转中下位岩体的离层，再通过预拉力锚杆加固帮角、双锚索强化顶板等合理的布置方式基本消除围岩的松散变形，既保持良好的承载能力又实现整体移动性变形，保持巷道基本形状；最后，距迎头15～20m（一个走向顶板跨落步距）采用高预拉力钢绞线桁架系统加强，进一步控制顶板离层，防止垮冒。

图12三河尖矿7405工作面沿空掘巷支护

5结束语

煤层巷道的顶板条件复杂多变、稳定性差，因而煤巷顶板稳定性控制技术是煤矿安全生产的基础技术，如何消除冒顶、确保顶板安全是永恒的课题。

控制顶板离层的高强预拉力支护技术能够有效地保持顶板的稳定性，显示出很强的生命力，应用前景广阔。

参考文献

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作者简介张农男，1968年生，1989年毕业于中国矿业大学采矿工程系，工学博士。

现在中国矿业大学能源与安全工程学院工作，一直从事巷道围岩控制的理论和技术研究，教授、博士生导师，国家级重点学科采矿工程青年学科带头人，中国煤炭工业协会煤矿支护专业委员会特聘专家。

（收稿日期：

2005-10-15；责任编辑：

王方荣）