特厚煤層短壁綜放大斷面切眼巷道圍巖控制研究

王志根，汪國安，本亞敏·哈里克

（1.山陰金海洋南陽坡煤礦，山西 朔州 036000；2.中國礦業大學（北京） 能源與礦業學院，北京 100083）

0 引言

我國的煤炭、天然氣以及石油等資源的賦存情況決定了我國的一次能源消費是以煤炭為主體地位，且這種資源利用格局在未來相當長的一段時間內不會發生改變，安全高效開采煤炭資源與我國經濟建設持續穩定發展直接掛鉤。我國的特厚煤層已廣泛應用綜采放頂煤的開采工藝進行回采，開采強度不斷增加，采煤機、液壓支架以及刮板機等設備的體積也變得越來越大，工作面布置需要更大斷面的切眼。切眼是工作面進行回采的起始地點，其斷面完整程度極大影響著采煤機、液壓支架等設備的安裝以及工作面的回采安全[1]。綜放大斷面切眼巷道不僅斷面大，且其頂部一般為松軟、變形量大且具有一定厚度的頂煤，支護難度較大，支護設計容易出現兩個問題：①支護強度達不到要求，出現冒頂事故；②支護強度過大，增加了支護成本、工人勞動量的同時降低了采掘效率[2]。因此對綜放大斷面切眼的合理支護參數進行研究和現場工程實踐驗證具有重要的意義。

諸多專家學者針對綜放開采切眼支護技術開展了諸多有益研究。張向東等[3-4]利用FLAC3D 數值模擬、理論分析等方法對工作面大跨度的切眼巷道二次掘進的支護技術進行研究，最終確定了錨索網聯合支護方案；陳冬冬等[5-6]在研究基本頂板結構破斷規律的基礎上，提出了相應支護方法；續云鵬[7]提出當礦井采掘中遇到切眼破碎頂板情況時，采用錨桿、錨索吊鋼梁的聯合支護方式，能加強對破碎巖層的支撐作用力；李曉博[8]通過數值模擬再現了支護條件切眼巷道分層圍巖變形特征，計算分析了控制頂板離層量的錨桿長度和錨索數量的最優參數，確定了協同支護方案；何杰等[9]對復雜地質條件下大斷面切眼支護技術進行探析，提出根據巷道的斷面尺寸，確定不同區域的支護方案；宋濤[10]針對支護設計及效果評價展開研究，采用現場觀測、頂板鉆孔探視等方法，得到的監測結果和模擬效果經過對比分析，驗證支護方案的可行性。

山陰金海洋南陽坡煤礦短壁綜放工作面切眼設計掘進寬度8.8 m，掘進高度3.3 m，切眼跨度和高度均較大，切眼維護較困難。本文結合上述研究，對南陽坡煤礦短壁綜放工作面大斷面切眼的合理支護參數進行了研究，并進行現場工業化試驗，設計的支護方案取得了良好的控制效果。

1 概況

南陽坡煤礦短壁綜放工作面位于南陽坡煤業4煤層采區東翼，工作面回采上限標高為1 421.7 m，下限標高為1 366 m。工作面東側與南側為井田邊界，西側為4 煤南翼輔運巷，北側為采空區。短壁綜放工作面主采煤層為4 號煤，煤層內含有0 ～3層夾矸，夾矸平均厚度為0.4 m，4 號煤平均厚度約為11 m，煤層平均傾角2°。4 號煤層上覆直接頂為3.5 m 泥巖，基本頂為2.93 m 砂質泥巖，煤層下伏直接底為6.5 m 粉砂巖，柱狀圖如圖1 所示。

圖1 4 號煤層頂底板巖性及其柱狀圖Fig.1 Roof and floor lithology of No.4 coal seam and its histogram

2 預應力場數值模擬分析

2.1 數值模型的建立

針對大斷面切眼的支護難題，利用數值分析軟件FLAC3D 進行計算、分析[11]。采用Drucker—Prager 屈服準則以及摩爾—庫倫本構模型，以xoy平面為水平面，鉛直方向取z 軸方向，并以z 軸正方向為正，模型各邊界均固支，為提升錨桿索預應力場顯示效果及精度，對巷道圍巖錨固區進行網格密化，數值模型如圖2 所示。

圖2 數值模型Fig.2 Numerical model

2.2 模擬支護方案的確定

根據巷道支護理論以及切眼周圍巖體的性質等，設計了4 種不同的支護方案，各支護方案詳見表1，根據提出的支護方案，建立數值計算分析網格模型。

表1 4 種模擬支護方案Table 1 Four simulated support schemes

2.3 支護效果分析

巷道開挖前圍巖保持三向應力狀態，由于開挖造成的影響，圍巖發生破碎，這種狀態也發生了相應改變，為使巷道圍巖內發生破裂的區域能夠產生一定的圍壓，使圍巖形成穩定的承載結構并充分發揮巖體的承載能力[12]，采用錨桿、錨索、網片等進行聯合支護，提供徑向約束力，阻礙巖體間的相對錯動與滑動。且支護的阻力愈大，巖體的殘余強度愈大，破碎區域內巖體能夠發揮的自身承載能力也愈大。

圖3 為4 種不同支護方案下的預應力場分布。從圖中可以看出，當以方案三和方案四布置頂板錨桿和錨索時，能形成以0.2 MPa 為有效壓應力邊界的預應力場，壓應力疊加區域明顯，且能夠覆蓋整個頂板區域；當以方案一布置頂板錨桿和錨索時，頂板預應力場未能與巷幫預應力場形成有效連接；當以方案二布置頂板錨桿和錨索時，頂板預應力場與巷幫預應力場形成有效連接的程度要好于方案一，但煤巖體的壓應力均衡程度以及應力擴散效果要弱于后兩種方案；比較方案三和方案四，隨著錨桿索根數增加，預應力場應力值相應增大，但以方案三布置時足以形成有效壓應力場，增加錨桿索對壓力值提升不大，且對壓應力范圍擴大不明顯，考慮到支護成本及錨桿預應力場擴散效果，方案三為切眼支護的最優方案。

圖3 預應力場分布Fig.3 Distribution of prestress field

3 切眼支護參數及支護強度校驗

3.1 切眼支護參數設計

根據上述數值模擬獲得的結果，設計短壁綜放工作面切眼處的支護方案。

采用錨桿（索、網） +W 鋼帶聯合支護，頂板錨索采用φ17.8 mm×11 000 mm 鋼絞線（錨索長度可根據頂煤厚度進行增加或減少，需保證深入穩定巖層不小于1 500 mm），間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨索與W 鋼帶配套使用，W 鋼帶采用3 500 mm×300 mm×3 mm、2 250 mm×300 mm×3 mm 兩種規格。頂板采用11 根左旋螺紋鋼錨桿，與金屬菱形網配套使用，錨桿規格為φ20 mm×2 400 mm，間排距800 mm×800 mm。

切眼巷掘進分兩次斷面掘進，導硐施工時老塘側每排布置2 根φ18 mm×2 000 mm 的左旋螺紋鋼錨桿，間排距為1 200 mm×1 000 mm，配套使用菱形網；另一幫采用玻璃鋼錨桿，并與塑料網配套使用。切眼刷擴后及時在距煤壁側4 500 mm 位置順切眼方向支設1 排DW3 500 mm 單體支柱，單體間距1 000 mm，采用1 350 mm×150 mm×150 mm 方木作為單體支柱橫梁，采用200 mm×200 mm×300 mm 方木單體支柱穿鞋。刷擴側幫部每排布置2 根玻璃鋼，與塑料網片配套使用，錨桿的規格為φ18 mm×2 000 mm，間排距1 200 mm×1 000 mm。

切眼支護斷面如圖4 所示。

圖4 切眼支護斷面示意Fig.4 Section diagram of open-off cut support

3.2 切眼支護強度校核

大斷面切眼巷道內支護強度不夠，容易造成片幫、冒頂事故，需對支護強度進行校核。

3.2.1 錨桿支護參數校核

（1） 根據懸吊原理等，錨桿的總長度L需要滿足以下條件：

式中：L1為錨桿外露長度，取0.05 m；L2為錨桿有效長度，此處可取免壓拱高度b，m；L3為錨桿能夠錨入巖層內的深度，取0.35 m。

普氏免壓拱高：

煤幫松弛破碎深度（松動圈）：

式中：H為切眼巷道的高度，取3.3 m；B為切眼巷道的寬度，取8.7 m；f頂為普氏系數，此處為頂部巖石，取3.2；ω幫為內摩擦角，此處為兩幫圍巖，取40.13°。

依據上述公式計算得出：

2 400 mm≥頂錨桿長度L頂≥2 239 mm，2 000 mm≥幫錨桿長度L幫≥1 934 mm。

因此設計的頂錨桿及幫錨桿的長度均能滿足設計要求。

（2） 錨桿的間、排距校核：

式中：a為錨桿的間、排距；G為每根錨桿所能夠懸吊的巖體重量，取70 kN；γ 為巖體容重，取14.5 kN/m3。

錨桿的錨固力Q需大于G的重量，另外取一安全系數K=1.5，即KG＜Q，由此可得：a＜(Q/KγL2)1/2。

計算得a＜1.75 m。頂錨桿間排距800 mm×800 mm，滿足支護要求。

3.2.2 錨索支護參數校核

（1） 錨索總長度L校核。

式中：La為錨索能夠錨固到的較穩定巖層內的長度，m。

式中：K1為安全系數，取2；d1為錨索的直徑，取17.8 mm；fa為錨索的抗拉強度，取1 860 N/mm2；fc為錨索與錨固劑之間的粘合強度，取4 N/mm2。計算得La≥4 138 mm，所以La取4.2 m。

Lb為不穩定巖層的厚度，考慮到切眼巷道處頂煤留設的厚度較大，Lb一般取錨桿長度，但從安全角度出發，Lb的取值要相應增大，取6 m；Lc為錨具+托盤厚度，取0.05 m；Ld為外露張拉長度，取0.2 m。

則錨索長度≥9.45 m，取10 m。設計的頂錨索長度11.0 m，也滿足使用要求。

（2） 錨索排距L校核。

式中：n為錨索排數，取1（按照最少?。籉2為錨索極限承載力，取300 kN；B、H分別是巷道的最大冒落寬度及高度，分別取8.7 m、2.4 m；γ 為容重，取14.5 kN/m3；F1為錨桿錨固力，取70 kN；θ為角錨桿與巷道頂板的夾角，取90°；b為錨桿排距，取0.8 m。

計算得2.35 m ≤L≤1.6 m，所以設計的錨索排距校驗合格。

4 切眼巷道現場監測

為及時了解切眼巷道支護后的控制效果，為日后進一步對支護方案做出改進和優化，在工作面布置的過程中，對頂板離層的狀況以及圍巖表面的位移情況進行現場觀測、記錄。

4.1 頂板離層監測及結果分析

（1） 監測方法。

監測設備選擇數顯型頂板離層儀，對該大斷面切眼巷道的頂板離層情況進行觀測。對離層儀進行安裝時，首先安裝深基點到鉆孔的底部位置，然后再安裝淺基點到鉆孔的淺部位置，考慮到工作面長度較小，在切眼巷道每隔18 m 安裝一臺數顯型頂板離層儀，并派專人每天觀測、記錄一次。頂板離層儀如圖5 所示。

圖5 礦用頂板離層儀示意Fig.5 Mine roof separation instrument schematic diagram

（2） 監測結果分析。

統計的頂板離層情況如圖6 所示。

圖6 頂板離層變化曲線Fig.6 Change curve of roof abscission layer

監測結果表明：在監測時間內，淺部、深部基點離層量分別約為9 mm 和12 mm，總離層量約為21 mm，總體來看，頂板的離層量是較小的。因此，針對該大斷面切眼巷道制定的支護方案，對頂板的離層控制取得了良好的效果。

4.2 巷道表面位移監測及結果分析

（1） 監測方法。

采用“十”字布點法，分別在切眼巷道的頂板、底板、老塘側以及煤壁側的中央處設置測點，利用卷尺分別測量巷道頂底板兩幫測點之間位移的具體數值，測量精度要求達到1 mm，在切眼巷道每隔18 m 設置一組觀測測站（共2 組），每天觀測一次。

（2） 監測結果分析。

巷道表面位移監測曲線如圖7 所示。

圖7 巷道表面位移監測曲線Fig.7 Monitoring curve of roadway surface displacement

由圖7 可知，切眼巷道斷面發生變形主要集中在前25 d，在25～45 d 內，巷道變形量仍然增加，但變形速率明顯降低；在觀測的45 d 時間內，巷道頂板下沉量約為140 mm，煤壁側巷道變形量約為105 mm，老塘側巷道變形量約為98 mm。兩幫移近量小于頂板下沉位移量，巷道斷面收斂率總體較小，整體變形仍在允許范圍內，切眼巷道整個斷面得到了比較有效的控制。

5 結論

（1） 利用數值模擬軟件FLAC3D 對設計的4個切眼支護方案進行模擬計算，分析比較各個方案下的預應力場情況，從支護效果和支護成本等方面綜合確定了控制該切眼巷道圍巖穩定性的最優支護方案。

（2） 對設計方案的支護強度進行校核，通過計算得到錨桿索長度以及間排距均滿足設計要求。

（3） 現場礦壓觀測結果表明，應用最終支護方案的巷道在開挖后巷道頂板、煤壁側及老塘側的位移變形量均較小，頂板離層量也很小，圍巖能夠得到有效控制，并一直處于良好的穩定狀態。

（4） 實踐證明，支護方案取得了良好的支護效果，在避免過度支護、降低生產成本的同時，降低了工人的勞動強度，提高了掘進效率。