胡底煤礦大斷面開切眼圍巖控制技術研究

茹武偉

（山西晉能控股集團沁水胡底煤業有限公司，山西 晉城 048214）

1 工程概況

胡底煤業1309 工作面開采3#煤層，平均埋深450 m，煤層均厚5.54 m，傾角為1°～9°，煤層整體結構較簡單。煤層直接頂為黑灰色砂質泥巖，平均厚度為2.85 m；基本頂為黑色中粒砂巖，平均厚度為4.74 m；底板為泥巖，平均厚度為1.65 m。

1309 工作面切眼沿3#煤層頂板掘進，設計為矩形斷面,寬度7200 mm，高度3100 mm，凈斷面22.2 m2，毛斷面23.56 m2。切眼掘進采用分次成巷的作業方式，即先導硐施工非開采側，后刷大施工開采側。導硐斷面為毛寬5.4 m，毛高3.1 m；刷大斷面為毛寬1.8 m，毛高3.1 m。為保證1309 工作面切眼大斷面巷道圍巖的穩定性，需對其圍巖控制及支護技術展開研究[1-5]。

2 切眼支護設計

2.1 切眼導硐支護

（1）頂板支護采用“錨網+錨索+鋼筋梯”組合支護。

頂錨桿采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網進行支護，錨桿為矩形布置，間排距為800 mm×1000 mm，每排7 根，靠非開采側巷幫0.2 m 開始布置，采用2 支錨固劑，錨固長度為1208 mm，保證錨桿錨固力不小于190 kN，預緊力矩不小于400 N·m。煤柱幫靠邊的頂錨桿與法線成15°夾角，其余錨桿垂直頂板施工，頂部加掛鋼筋梯和金屬菱形網。

頂錨索布置方式：頂錨索采用Φ22 mm、長度7300 mm 的錨索，采用3 支錨固劑，錨固長度為1971 mm，保證錨索預拉力不小于270 kN，初次張拉時壓力表必須達到300 kN。每排布置2 根，間排距為2000 mm×2000 mm。

（2）幫部支護

巷道主幫采用玻璃鋼錨桿加掛塑料網進行支護，錨桿間排距為2000 mm×1000 mm，每排2 根，起錨高度為700 mm，最上排錨桿距頂板不大于500 mm，采用2 支樹脂錨固劑，錨桿錨固長度為1208 mm，預緊力矩不小于60 N·m?？拷數装邋^桿施工角度與水平成10°角，其余錨桿施工角度與巷幫垂直。

巷道副幫支護采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網進行支護，錨桿間排距為1000 mm×1000 mm，每排3 根，起錨高度為700 mm，最上一根錨桿距頂板不大于500 mm，采用2 支錨固劑，錨固長度為1208 mm，錨桿錨固力不小于190 kN，預緊力矩不小于400 N·m?？拷數装邋^桿施工角度與水平成10°夾角，其余錨桿與巷幫垂直施工。

2.2 切眼刷大支護

采用“錨網+錨索+鋼筋梯”組合支護。

（1）頂板支護

頂錨桿采用螺紋鋼樹脂錨桿加掛菱形網進行支護，每排布置3 根錨桿，間排距為800 mm×1000 mm，距導硐側頂板最邊上一根錨桿0.8 m 開始布置，錨固方式與導硐支護一致?？块_采側最邊上一根頂錨桿與頂板法線成15°角，其余錨桿施工角度與頂板垂直，頂部加掛金屬菱形網和鋼筋梯。

頂錨索布置方式：頂錨索采用Φ22 mm、長度7300 mm 的錨索，錨索錨固方式與導硐支護一致。每排1 根，距切眼中心線以北2000 mm 布置，排距為2000 mm。

（2）幫部支護

巷幫采用玻璃鋼錨桿加掛塑料網進行支護，間排距為1000 mm×1000 mm，每排3 根，起錨高度為700 mm，最上一根錨桿距頂板不大于500 mm，錨桿錨固方式不變?？拷數装邋^桿施工角度與水平成10°夾角，其余錨桿均垂直施工。

刷大施工時，在切眼正中采用單體柱對頂板支護，單體柱交替布置，每排布置1 根單體支柱，單體柱間距1 m，滯后刷大迎頭不大于50 m。1309 工作面切眼斷面支護如圖1。

圖1 1309 工作面切眼斷面支護圖（mm）

3 切眼支護數值模擬分析

3.1 工作面切眼數值模型

采用FLAC3D數值模擬軟件模擬有無支護兩種方案下1309 工作面切眼圍巖變形控制的效果，評價設計的大斷面切眼支護方案的可靠性及適應性。按照設計的工作面切眼支護形式進行模擬，切眼斷面的錨桿（索）支護模擬示意如圖2。

圖2 切眼錨桿（索）支護模擬示意圖

3.2 切眼無支護數值模擬結果分析

（1）應力分析

圖3 為無支護情況下切眼圍巖垂直應力和水平應力分布情況。

圖3 無支護切眼圍巖應力分布圖

由3 圖可知，切眼開挖后淺部圍巖出現應力升高區和降低區。切眼圍巖垂直應力升高區位于巷道兩幫，應力峰值37.6 MPa，應力集中系數2.2；水平應力升高區位于巷道四肩角，應力峰值33.2 MPa，應力集中系數1.66。頂板垂直應力降低區范圍達到5.1 m，兩幫水平應力降低區范圍達到3.3 m。從總體上看，在無支護的情況下切眼圍巖應力集中系數較大，應力降低區范圍較大，而切眼的水平跨度達7 m，依靠圍巖自穩定性很難控制切眼變形，最終可能造成切眼圍巖大面積破壞。

（2）位移分析

圖4 為無支護情況下切眼圍巖垂直位移和水平位移分布情況。

圖4 無支護切眼圍巖位移分布圖

由圖4 可知，切眼頂板最大下沉量525.3 mm，位移影響范圍6.3 m；最大底鼓量357.3 mm，位移影響范圍4.6 m；左幫最大水平位移403.6 mm，位移影響范圍3.2 m；右幫最大水平位移403.5 mm，位移影響范圍3.2 m；切眼斷面收縮率為25.2%。切眼圍巖在無支護措施情況下變形量都較大。

（3）塑性區分析

圖5 為無支護情況下切眼圍巖塑性區分布情況。

圖5 無支護切眼圍巖塑性區分布圖

由圖5 可知，無支護條件下的切眼圍巖塑性區較大，頂板剪切塑性區范圍可達3.3 m，底板剪切塑性區范圍可達2.9 m，兩幫的拉伸及剪切塑性區范圍可達2.2 m。切眼圍巖的塑性松動圈平均達2.5 m，結合切眼圍巖應力、位移分布情況，可以認為在無支護措施的情況下切眼圍巖變形破壞嚴重。

3.3 切眼支護數值模擬結果分析

（1）應力分析

圖6 為錨桿（索）支護情況下切眼圍巖垂直應力和水平應力分布情況。

圖6 支護下切眼圍巖應力分布圖

由圖6 可知，切眼兩幫應力集中區域都分布于切眼肩角，應力峰值23 MPa，應力集中系數1.35；水平應力升高區位于巷道四肩角，應力峰值20.8 MPa，應力集中系數1.06，應力升高區明顯降低。切眼圍巖垂直應力和水平應力降低區范圍均有明顯的縮小，頂板垂直應力降低區范圍達到2.1 m，兩幫水平應力降低區范圍達到0.8 m。分析可知，幫部錨桿能夠較好地改善錨固范圍內圍巖應力狀態，對比無支護條件下的切眼圍巖應力分布情況，所采用的錨桿（索）支護形式對圍巖的控制作用效果良好。

（2）位移分析

圖7 為錨桿（索）支護情況下切眼圍巖垂直位移和水平位移分布情況。

圖7 支護下切眼圍巖位移分布圖

由圖7 可知，切眼開挖支護后圍巖變形都大幅降低，頂板最大下沉量為10.5 mm，位移影響范圍2.1 m；最大底鼓量為8.8 mm，位移影響范圍2.1 m；左幫最大水平位移32.7 mm，位移影響范圍1.4 m；右幫最大水平位移32.6 mm，位移影響范圍1.4 m；斷面收縮率為1.1%。對比無支護條件下的切眼圍巖位移分布情況，所采用的錨桿（索）支護形式對圍巖變形破壞效果很好。

（3）塑性區分析

圖8 為有支護情況下切眼圍巖塑性區分布情況。

圖8 支護下切眼圍巖塑性區分布圖

由圖8 可知，在設計的支護形式下，切眼圍巖的塑性區明顯縮小，僅在圍巖表面存在較小的破壞。結合切眼圍巖應力、位移分布情況，可認為在設計的支護方案下，切眼表面破碎圍巖被有效保護，抑制了切眼的變形和進一步破壞。

4 應用效果分析

為分析支護方案的控制效果，在1309 工作面切眼內布置位移監測站，采用十字布點法進行監測。監測結果表明，切眼第一次掘進導硐后，圍巖的變形速度較快，平均變形速率為6 mm/d，于12 d 左右趨于平穩；切眼第二次掘進刷大擴幫后，圍巖平均變形速率降低至3 mm/d，變形持續時長也縮短至7 d。最終，開切眼頂底板移進量為63 mm，兩幫移進量為79 mm，圍巖變形較小，滿足生產需求，說明該支護方案可以有效控制開切眼巷道的穩定性。

5 結論

（1）根據1309 工作面開切眼的實際條件，提出了“錨網+錨索+鋼筋梯”的組合支護形式，并設計了一次導硐支護和二次擴幫支護的具體參數。

（2）通過數值模擬對比分析了開切眼在有無支護兩種方案下的圍巖變形情況，得出在設計的支護方案下，切眼的變形和進一步破壞受到了有效的控制。

（3）現場實踐結果表明，采用設計的支護方案后，開切眼的頂底板移進量為63 mm，兩幫移進量為79 mm，圍巖變形較小，控制效果顯著。