摘要：针对巷道破裂煤岩顶板稳定性问题，对厚煤层工作面沿底板掘进的回采巷道进行分析。发现原支护方案在巷道顶部围岩稳定性控制方面效果不佳，导致巷道变形严重，安全风险增加。为此，提出了一种以“浅部锚杆+深部锚索”分层注浆为核心的新支护方案，并结合锚杆、锚索、锚网及钢带进行联合支护。通过FLAC3D数值模拟分析和实际位移监测验证，结果表明新支护方案提高了巷道顶部围岩的稳定性，有效控制了巷道变形。与原始支护方案相比，新支护方案下的巷道顶部和两侧墙体位移量均大幅减少，支护效果得到明显改善。

　　关键词：巷道破裂；稳定性控制；分层注浆支护；数值模拟分析

　　0引言

　　在煤炭开采过程中，巷道破裂煤岩顶板的稳定性问题一直是制约安全生产和高效开采的关键因素”。厚煤层工作面沿底板掘进的回采巷道，由于地质条件复杂、岩层稳定性差，常常面临严重的变形和破坏，给矿井的安全生产带来巨大挑战。因此，深入研究巷道破裂煤岩顶板的稳定性控制原理与技术，提出有效的支护方案，对于保障矿井安全生产、提高开采效率具有重要意义””。在针对巷道破裂煤岩顶板稳定性问题进行深入分析，探讨其变形破坏机理，并提出一种新型支护方案。通过数值模拟分析和实际监测验证，评估新支护方案的支护效果，为解决巷道破裂煤岩顶板稳定性问题提供有效的技术途径。

　　1工程概况

　　开采区域涉及的煤层为广泛分布且整体稳定的厚煤层，其倾斜角度介于-2°~-6°之间。煤层的伪顶由厚度不超过1.2m的炭质泥岩构成。直接顶板主要由粉砂岩和粉细砂岩组成，伴有少里泥岩，易于垮落，稳定性较差。基本顶板则多为细粒砂岩或粉砂岩，局部区域可见中至粗粒砂岩，岩石相对较硬且稳定性较好至稳定。直接底板主要由铝质泥岩构成，次要成分为泥岩或炭质泥岩，岩石相对较软，遇水后会发生膨胀，被视为不稳定底板。基本底板主要由深灰至灰黑色的粉砂岩组成，这些岩石颗粒均匀且完整，裂隙:不发育，属于稳定且坚固的岩石类型。在工作面内，褶曲构造主要呈现出东段位于褶曲以东的单翼分布特。征，而西段则近似为背斜单翼的东西走向分布，这些褶曲构造总体上对回采作业的影响不大。

　　2巷道破裂煤岩顶板稳定性控制原理与技术
       2.1巷道破裂煤岩顶板稳定性控制原理厚煤层工作面沿底板掘进的回采巷道，在原支护方案下遭遇了显著变形与破坏。顶煤严重破碎，碎胀变形导致锚杆锚固失效、脱落，同时支护阻力不均引发巷道顶部围岩不均匀变形，钢带弯曲断裂，部分区域甚至发生漏顶，整体下沉严重，增加了后期维护难度与安全风险。

　　针对这一问题，控制巷道顶部围岩的关键在于:首先，及时对巷道浅部顶煤进行主动支护，确保其完:整稳定，并通过注浆提升其力学性能，为锚杆支护提供坚实基础，构建“浅部”承载结构;其次，采用差异化的注浆压力和材料强度，使顶煤与直接顶形成强度与内应力差异的叠加梁结构，均质化内部应力，降低应力梯度;最后，设计合理的支护参数与结构，通过分层注浆使支护体与围岩共同形成有效的叠加梁承载结构，优化巷道顶部围岩应力场，降低应力集中，确保围岩稳定。

　　2.2巷道新支护方案设计

　　回采巷道采用矩形断面设计，尺寸为宽4.0m、高3.5m，原支护方案效果不佳，因此提出新的加固支护方法。该方法以“浅部锚杆+深部锚索”分层注浆为核心，结合锚杆、锚索、锚网及钢带进行联合支护。具体如图1所示。新支护方案中的锚杆采用强螺纹钢式树脂锚杆，间排距为0.9mX1m，配备拱型高强度托盘，规格150mmX150mmX10mm，锚固长度为1050mm。锚杆通过加长锚固方式与钢带联合支护，全断面覆盖:菱形金属网，网格尺寸为50mmx50mm。巷道两帮各设置3根锚杆，间排距为1.3mx1m。锚索则采用中空注浆锚索，与锚杆支护形成“井字型”布局，排距为1500mm，垂直于顶板布置。顶板锚索与巷道两帮的距离经过计算，确保支护效果。锚索使用两根锚固剂，锚固长度为1300mm，与三孔钢带联合支护，钢带之间采用压茬布置。分层注浆加固支护方面，对巷道顶部围岩实施浅孔和深孔注浆。浅孔注浆在原锚杆支护基础上进行，孔深2m，注浆孔间排距为1.8mx2 m，采用钻孔配合止浆套管注浆，确保注浆液最大化扩散。注浆时，先进行浅部注浆，再进行深部注浆，确保支护效果。

　　3数值模拟分析验证

　　3.1模型的建立

　　在研究巷道地质条件的基础上，运用FLAC3D数值模拟工具来构建分析模型。对模型工作面回采巷道的支护效果评估，涵盖原始支护方案与新提出的支护方案两种场景。模型设计通过对比分析两种工况下巷道围岩的主应力分布及变形特征，进而验证新支护策略的实效性。模型的几何尺寸被设定为80 m（长）×80 m（宽）×30 m（高），内部包含一个尺寸为4.0 m×3.5 m的巷道，设计确保了数值计算的精确性和充分性。在边界条件设置方面，模型的四周及底部被固定以限制其位移，而顶部则根据巷道的实际埋深施加了7.8 MPa的均匀面力，以模拟真实的地层压力。为了更准确地反映岩石材料的力学行为，采用Mohr-Coulomb准则作为模型的本构关系。

　　3.2支护效果对比分析

　　为详尽对比原始支护方案与新支护方案的实际效果，在巷道周边部署了四组位移监测网络，每组包含十个监测点，且相邻点间距为1 m，起始监测点距离巷道边缘为0.5 m。图2为巷道顶底板监测点的位移变化趋势。分析发现，两种支护方案在巷道顶部3 m范围内的围岩位移上呈现出差异。在原始支护方案下，前三个监测点的下沉量分别达到455、357、122 mm，数据反映出锚杆的悬吊作用几乎失效，支护效果欠佳。相比之下，新支护方案下前三个监测点的下沉量仅为52、46、41 mm说明该技术使锚杆与锚索能够牢固地锚固在注浆重构的承载体结构中，特别是锚杆作为支护体系的核心，其悬吊作用得到了充分发挥，从而有效控制了巷道顶部的下沉量。

　　4巷道位移监测及结果分析

　　图4为工作面回采巷道位移变化的趋势图。在监测周期内，观察到原支护两侧壁向内收缩，位移波动较大，且呈现出递减的曲线形态。相比之下，新支护在监测初期即表现出一定的位移活动，三点的位移趋势相似，均经历初步微小形变后趋于平稳。监测点均记录到突发性的两侧壁内移现象，其中原支护方案最大位移达到0.41 m，而新支护方案最大位移则为0.21 m。初期由于工作面远离监测点，开采活动的影响尚不明显，两侧壁间距变化微乎其微。在原支护段点，顶底板距离的变化趋势相似，均表现出形变和损坏。随着工作面距离的缩短，下沉速度加快，并且在工作面推进过程中，形变速度增加。相比之下，新支护的初期形变较小，随后逐渐趋于稳定，且形变幅度有限，仅在工作面接近时才出现整体形变。

　　5结论

　　1）巷道破裂煤岩顶板稳定性控制研究至关重要。在面对厚煤层工作面沿底板掘进的回采巷道时，原支护方案因无法有效应对顶煤严重破碎、碎胀变形等问题，导致支护效果不理想，增加了巷道维护难度与安全风险。因此，对巷道破裂煤岩顶板稳定性控制进行深入研究，提出切实可行的控制方案，对于保障煤矿安全生产具有重要意义。

　　2）“浅部锚杆+深部锚索”分层注浆支护方案效果明显。本研究提出的新支护方案，通过及时对巷道浅部顶煤进行主动支护，注浆提升其力学性能，并构建强度与内应力差异的叠加梁结构，有效降低了巷道顶部围岩的变形。实际监测与数值模拟分析均表明，新方案在控制巷道顶部与侧墙变形方面均优于原支护方案，支护效果得到提升。

参考文献

　　[1]张建强，宁树正，黄少青，等.内蒙古煤炭资源煤质特征及清洁利用方向[J].中国矿业，2022，31（8）：60-68.

　　[2]余伟健，李可，芦庆和，等.裂隙发育岩体巷道围岩工程特征与变形控制[J].煤炭学报，2021，46（11）：3408-3418.

　　[3]左建平，刘海雁，徐丞谊，等.深部煤矿巷道等强支护力学理论与技术[J].中国矿业大学学报，2023，52（4）：625-647.