大斷面切眼礦壓監測及支護參數的優化設計

劉 安

（晉能集團太原有限公司， 山西 太原 030000）

引言

隨著大采高開采技術的應用，切眼作為綜采工作面進行設備安裝并開始回采操作的場所，成為當前采煤工藝中必不可少的環節。對于大采高工作面而言，其相應的切眼和斷面也非常大，針對傳統煤巷的錨桿支護方式及其效果已經不能夠滿足大斷面切眼圍巖變形嚴重的支護要求[1]。為此，急需為工作面大斷面切眼提供合理的支護參數，保證工作面的安全生產。本文著重在對斷面切眼礦壓監測的基礎上，對其支護參數進行優化設計，具體闡述如下。

1 1121 工作面工程概況

本文以紅柳煤煤礦其中的1121 工作面為研究對象，紅柳煤礦的設計生產能力為8 Mt/年，1121 工作面的走向長度為1 480 m，工作面所含煤層的平均厚度為5.4 m，屬于厚煤層的范疇。目前，1121 工作面采用大采高采煤機工藝，就支護設備而言為其配置支護高度為6.2 m 的雙柱掩護式液壓支架。根據生產需求，在工作面設計了尺寸為8.6 m×4.2 m 的切眼，主要為設備安裝及回采的開采提供場所。經探測，1121 工作面的頂底板情況如表1 所示。

目前，1121 工作面根據生產需求為其設計了長度為310 m，寬度為8.6 m，最小高度為3.6 m，最大高度為4.2 m 的切眼；且切眼所在巷道的傾角為10°。針對上述切眼的支護現狀如下。

頂板支護：采用錨桿（左旋螺紋鋼錨桿）+錨索+金屬網+鋼帶的支護方式，其中錨桿直徑為20 mm，長度為2 500 mm，錨桿間距為700 mm，錨桿排間距為70 mm；錨索直徑為17.8 mm，長度為8.3 m，錨索間距為2 100 mm，錨索排間距為2 100 mm；所采用金屬網的規格為150 mm×150 mm；所采用鋼帶的檔距為60 mm×700 mm，鋼帶長度為4.2 m。

表1 1121 工作面頂底板情況

兩幫支護：采用錨桿（玻璃纖維錨桿）+ 鋪網的支護方式，其中錨桿的直徑為18 mm，錨桿長度為1 800 mm，錨桿間距為800 mm，錨桿排間距為80 mm；所鋪網為塑鋼網，其規格為50 mm×50 mm，相鄰塑鋼網相搭接的長度為100 mm，兩幫鋪設塑鋼網與頂網所搭接的長度為100 mm。

其他支護：為強化對切眼頂板的支護，采用單體液壓支護對頂板進行支護，每臺液壓支柱的距離為3 000 mm，液壓支柱排的間距為4.6 m。

1121 工作面切眼的支護現狀如圖1 所示。

2 1121 工作面切眼礦壓監測

為監測1121 工作面切眼當前所采用支護方式對圍巖的控制效果，需設計礦壓監測方案對支護中涉及到的錨桿的受力、巷道圍巖的變形破壞情況進行記錄[2]。對工作面切眼礦壓監測的最終目的是對支護參數進行優化。礦壓監測的主要內容包括有：切眼巷道的表面位移、巷道頂底板的離層量和深部位移、錨桿的受力情況以及切眼煤層或巖層的應力變化。其中，采用收斂儀（JQ 型）對切眼巷道表面的位移進行觀測，采用頂板離層儀對頂板的離層量進行觀測，采用錨桿測力計（YZS-100 型）對錨桿的受力情況進行監測[3]。

圖1 1121 工作面切眼支護現狀（單位：mm）

2.1 礦壓監測方案的設計

根據1121 工作面切眼的實際情況，在距離工作面回風巷30 m、150 m 以及270 m 的位置布置三個觀測點，并分別編序為1#、2#、3#。根據監測參數要求，分別在三個觀測站內布置頂板離層儀、收斂儀，并在2#觀測站內布置錨桿測力計。1121 工作面切眼的礦壓監測布置示意如圖2 所示。

圖2 1121 工作面切眼觀測站布置情況

2.2 礦壓監測結果分析

2.2.1 巷道表面位移監測結果

本監測方案分別在3 個觀測點內安裝收斂儀對頂板和兩幫的位移量進行監測，在36 d 的觀測期間內，三個觀測點頂板和兩幫的巷道表面位移如表2所示。

表2 1121 切眼觀測點平均巷道表面位移統計

分析表2 的觀測結果可知：切眼當前支護方案下對其頂板圍巖的控制效果較好，但對兩幫的控制效果較差，存在片幫的可能性；而且，隨著切眼深度的增加其對應的變形量也越來越大。

2.2.2 頂板離層量檢測結果

本監測方案分別在3 個觀測點內安裝離層儀對頂板的離層量進行監測，在36 d 的觀測期間內，三個觀測點頂板的離層量如表3 所示。

分析表3 可知，1121 工作面切眼頂板的離層主要集中在0～5 m 的范圍之內，在5～8 m 的離層量僅為1 mm 或者3 mm。因此，需著重對0～5 m 頂板的圍巖進行控制。即原支護方案中所用錨索長度為8.3 m，極易導致錨索打入含水層，使得頂板巖層變軟，為后來工作面掘進支護帶來難度。

表3 1121 切眼頂板離層數據統計 mm

2.2.3 錨桿應力監測結果分析

本方案僅在2#觀測點中安裝有錨桿測力計，因此，僅對2# 觀測點處錨桿（錨固力為50 kN）、錨索（錨固力為260 kN）的應力情況進行統計，監測結果如表4 所示。

表4 2#監測點錨桿應力統計

分析表4 可知，在頂板支護中，錨索應力值遠大于錨桿，即錨索在支護中起主要作用；對于兩幫支護，錨桿應力值接近其錨固力，即證明錨桿支護不足容易導致煤幫破碎或者錨桿失效的問題[4]。

3 大斷面切眼支護參數的優化

結合“2”中對1121 工作面切眼礦壓監測結果分析的基礎上，為保證工作面圍巖的穩定性和生產的安全性，對原支護參數做如下優化：

1）針對1121 工作面切眼頂板支護原錨桿+錨索聯合支護方式，起主要作用的為錨索支護，為分擔錨索支護的壓力，對錨桿參數進行重新設計，主要對錨桿的長度進行優化。

基于等效圓設計方法，得出頂板錨桿的長度為3.26 m，其中錨固長度為0.63 m，錨固力為50 kN。

2）結合兩幫錨桿應力與其錨固力相接近的情況，需對兩幫錨桿的支護參數進行重新設計。經重新核算針對兩幫確定錨桿干支護參數如下：錨桿直徑為20 mm，錨桿長度為2 500 mm，其中，錨固長度為780 mm，錨固力增加為70 kN。

3）針對頂板錨索長度8.3 m 容易導入含水層，且結合頂板離層范圍主要集中于0～5 m 的范圍之內，將錨索的長度縮短為6 m。

4 結論

大斷面切眼結合當前大采高采煤工藝，為設備安裝及回采提供場所，其支護效果對切眼圍巖的控制效果和生產的安全性具有重要意義。而且，在實際生產中需對切眼巷道表面位移量、頂板離層量以及錨桿應力情況進行監測，并根據監測結果對支護參數進行實時調整優化。本文結合1121 工作面切眼當前支護條件下的礦壓進行監測，并針對性地對支護參數進行優化，具體總結如下：

1）經礦壓監測發現，頂板錨索過程導致后期掘進支護存在困難；頂板支護中錨桿不能充分發揮其支護效果；兩幫錨桿的應力接近其錨固力，存在隱患。

2）根據監測結果，具體支護參數優化為將頂錨桿長度增加為3.26 m，將幫錨桿的錨固力增加為70 kN，將頂錨索的長度縮短為6 m。