复杂地质条件下大断面切眼支护技术

何 杰，王中奎，李光营

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013;2.山西潞安环能股份有限公司五阳煤矿，山西襄垣046100; 3.中国煤炭科工集团，北京100013)

复杂地质条件下大断面切眼支护技术

何 杰1，王中奎2，李光营3

(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京100013;2.山西潞安环能股份有限公司五阳煤矿，山西襄垣046100; 3.中国煤炭科工集团，北京100013)

Technology of Open-off Cut Supporting with Large Section under Complex Geological Condition

五阳煤矿7605切眼断面尺寸大，地质条件复杂。为了解决该条件下切眼支护问题，分析了切眼支护技术难点，采用数值模拟研究大断面切眼变形特征，并掌握了围岩变形规律。基于高预应力强力支护理论，提出大断面切眼支护对策和方案，应用于井下。实践结果表明，设计方案能够有效控制围岩变形，保证了切眼正常使用。

复杂条件;大断面;切眼;高预应力;强力支护

五阳煤矿已进入深井开采阶段，随着埋深和巷道断面的变大，支护难度在增加，已掘巷道压力显现明显，围岩变形严重 (特别是回采巷道)，现有支护体系难以有效控制。7605切眼宽7.8m，高3.2m，是目前五阳煤矿最大断面切眼;受矿区天仓向斜轴影响，地质条件恶劣，围岩破碎，加上首次使用大断面切眼，缺乏经验。因此，7605切眼属于复杂地质条件下大断面困难条件下巷道支护，国内外对这方面有一些研究［1－3］，本文针对该条件下围岩特征、控制难点、对策和方案进行分析，解决其支护难题。

1 大断面切眼工程概况及支护技术难点

1.1 工程概况

地质资料显示，7605切眼埋深501～543m，长235m。3号煤层厚5.80～6.50m，黑色，细条带状结构，含2层夹矸，夹矸为泥岩，沿巷道掘进方向煤层倾角5～12°，平均倾角10°，掘进过程中不会遇到较大断层等地质构造，主要充水因素为3号煤层顶板以上VII号砂岩含水层，通过有效裂隙渗入到工作面。局部地段受构造影响，顶板破碎，可能出现少量淋水现象。

该处附近地应力测量结果表明，最大水平主应力为10.43MPa，方向N11.5°W;最小水平主应力为5.8MPa;垂直主应力为10.63MPa，7605切眼还将受7605高抽巷掘进影响，7605高抽巷位于煤层顶板上方2～4m，与回风巷之间煤柱15m(中对中)，高抽巷断面为2.6m×2.6m，切眼附近顶底板状况见表1。

表1 3号煤顶板岩层状况

1.2 支护技术难点分析

(1)3号煤层直接顶为泥岩，巷道掘进过程中受采动影响，加上风化作用，顶板裂隙较发育，易造成巷道顶板下沉和两帮严重变形。

(2)断面宽度大，7605切眼是五阳煤矿最大断面切眼，断面为7.8m×3.2m，之前最大断面为7.0m×3.2m，巷道分2次掘进，支护难度高。

(3)巷道位于天仓向斜轴引起的地质异常区域，地质条件复杂，巷道埋深大，围岩破碎，局部区域受7605高抽巷影响，综合因素影响下支护困难，属于复杂条件下困难巷道支护。

2 大断面切眼围岩变形特征

为了掌握7605工作面切眼大断面围岩变形特征，依据地质条件，建立力学模型，采用数值模拟软件FLAC3D模拟研究切眼高度3.5m、宽度为2.5～7.8m条件下切眼围岩变形规律，其位移数值如表2。

表2 不同方案位移值比较

根据模拟结果，可知:

(1)随着巷道宽度的增加，位移分布规律没有太大的变化，反映变化的只是数值的增大。

(2)随着巷道宽度的增加，顶底板塑性区范围逐渐扩大，但不明显，两帮变化较明显。

(3)随着巷道宽度的增加，顶板应力集中值增大，张拉、剪切破坏加剧，巷道变形严重，支护难度加大。

3 支护对策

依据支护难点分析结果，彻底改变以前浅埋煤层低强度、低预应力和高密度的支护方式，基于高预应力强力支护理论［4－6］，依据高预应力和预应力扩散原则和高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则，提出如下支护对策:

(1)7605切眼支护分为2部分，正常段断面7.8m×3.2m，2个端头断面9.8m×3.2m，根据切眼断面尺寸不同，有针对性设计支护方案。

(2)改善支护材料，增强锚杆支护系统强度，优化支护材料配套，改变支护强度不高、预紧力偏低，护表构件面积小及锚杆 (索)断裂问题，将原来335号锚杆和直径15.24mm锚索更换为500号锚杆和直径18.9mm强力锚索。

(3)增大锚杆支护系统刚度。设计500号锚杆预紧扭矩大于400N·m，锚索初始预紧力大于250kN。

(4)锚网索和木垛联合支护技术。切眼掘进完毕后，工作面支架安装之前，进行木垛支护。

4 支护方案

依据地质条件、围岩变形特征及支护难点分析，利用数值模拟软件对不同支护方案进行模拟分析，结合工程实践经验，确定五阳煤矿7605切眼采用加长锚固高预应力强力锚杆锚索组合支护系统，切眼正常段宽度为7.8m，高3.2m，切眼分2次掘进成巷，一切宽度为 3.5m，二切宽度为4.3m，两端头尺寸为9.8m×3.2m。

4.1 正常段切眼支护方案

锚杆杆体为22号左旋无纵筋螺纹钢筋，钢号为500号，长度2.4m;顶板锚杆间排距1000mm× 900mm，帮锚杆间排距800mm×900mm，采用高强锚杆螺母M24，配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈，托板采用拱型高强度托板，托板大小为150mm×150mm×10mm，承载能力不低于260kN。采用 W钢带护顶和外侧帮，钢带厚4mm，宽280mm，顶板长度分别为3200mm和4200mm，外侧帮长度2600mm，采用金属网护顶帮。顶锚索为18.9mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，长度 7300mm，每 2排打 4根锚索，锚索间距2000mm，采用300mm×300mm×16mm高强度可调心托板及配套锁具，强度要大于400kN。内侧帮:需采用可切割玻璃钢锚杆，杆体为20mm玻璃钢，长度2000mm，杆尾螺纹为M20。采用300mm× 200mm×100mm木垫板配合锚杆托板。锚杆间排距800mm×900mm。锚索初始预紧力大于250kN，锚杆预紧扭矩大于400N·m。

4.2 两端大断面切眼支护方案

两端大断面切眼支护材料和规格同正常段，其不同之处为:顶板W钢带长4200mm，外侧帮W钢带长度2500mm。锚杆间排距1000mm×900mm，有1根锚杆打单体，配300mm×300mm×16mm大托板。每1.8m打5根锚索，一切、二切内锚索间距均为2000mm，锚索初始预紧力大于250kN。

5 切眼支护效果分析

为了有效评价切眼支护效果，7605切眼在掘进110m位置设置了1个综合观测站，采用十字布点法对巷道表面位移进行观测，通过顶板离层仪和锚杆 (索)测力计对顶板离层和锚杆、锚索受力情况进行监测。

5.1 表面位移

7605切眼一切和二切巷道表面位移观测曲线如图1和图2所示，从观测曲线可以看出，巷道的变形随着开挖时间逐渐增大，开始时增加的幅度比较大，但是随着逐渐远离掘进工作面其变形趋于稳定。一切顶板的最大变形量为25mm，两帮的最大移近量为15mm;二切顶板的最大变形量为15mm，两帮的最大移近量为12mm，二切巷道在掘进初期基本没有变形。

图1 一切巷道表面位移变化曲线

图2 二切巷道表面位移变化曲线

5.2 顶板离层

7605切眼共布置了17个顶板离层仪，一切布置了9个，二切布置了8个，每隔30m布置1个。一切巷道顶板浅部最大离层为50mm，深部最大离层为38mm;二切巷道顶板浅部最大离层21mm，深部最大离层9mm。

图3是4号顶板离层仪变化曲线，一切巷道4号顶板离层仪观测时间约40d，巷道开挖初期，顶板离层量不大，浅部最大离层为15mm，深部几乎没有离层，其增幅也不大，随着逐渐远离掘进工作面趋于稳定。随后在二切掘进影响下，一切顶板离层量增加，增幅变大，巷道顶板离层由浅部向深部发展，浅部最大离层达50mm，深部最大离层达38mm。

图3 一切4号顶板离层仪变化曲线

5.3 锚杆 (索)受力

受二切采动影响，7605切眼一切锚杆和锚索受力观测曲线如图4和图5所示。从图中可以看出，锚杆、锚索受力变化较大，锚杆锚索受力增幅大，在支护系统中，锚索起到了重要的作用。受二切采动影响，左帮锚杆受力最小值为46kN，最大为125kN，平均为89kN;顶部锚杆受力最小值122kN，最大为214kN，平均为207kN;顶板锚索受力最小值为 246kN，最大为 282kN，平均为264.5kN。锚杆、锚索的受力大，增幅大，其主要原因是:一是受二切掘进影响;二是开始锚索预张拉不到位，从而引起顶板的离层运动，特别是深部岩层的离层，从离层监测数据及离层变化曲线也可以看出，此过程经历了一个深部离层扩展的情况，但是离层量不大，锚索很快就达到了较高的拉力，阻止了离层的进一步扩展。从整体上来看，锚杆、锚索充分发挥作用，控制了巷道较大的变形，巷道趋于稳定。

图4 二切采动下一切锚杆受力变化曲线

图5 二切采动下一切锚索受力变化曲线

6 结论

针对五阳煤矿7605切眼断面大，地质条件复杂，巷道支护困难特征，对切眼支护难点、围岩变形特征和支护技术进行研究，得出如下结论:

(1)分析7605切眼地质工程概况，针对切眼复杂地质特征，建立切眼力学模型，研究了切眼围岩变形特征。

(2)依据7605切眼围岩变形特征，结合支护难点，基于强力支护理论，提出切眼支护对策，依据支护断面尺寸，确定切眼不同区域支护方案。

(3)通过切眼控制效果分析可知，加长锚固高预应力强力锚杆支护系统是适合五阳煤矿工作面大断面切眼支护方式，变形小，支护效果好。

［1］康红普，王金华，等.煤巷锚杆支护理论与成套技术［M］.北京:煤炭工业出版社，2007.

［2］颜立新，康红普，李红德.赵庄矿大断面工作面巷道锚杆支护现状分析［J］.煤矿开采，2007，12(6):41－43.

［3］颜立新，康红普.特大断面巷道围岩稳定性与支护技术［A］.煤炭科学研究总院北京开采所.地下开采现代化技术理论与实践［C］.北京:煤炭工业出版社，2007.

［4］吴拥政.强动压下回采巷道高预紧力强力锚杆支护技术［J］.煤炭科学技术，2010，38(3):12－14，48.

［5］康红普，林 健，吴拥政.全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用 ［J］.煤炭学报，2009，34 (9):1153－1159.

［6］康红普，姜铁明，高富强.预应力在锚杆支护中的作用［J］.煤炭学报，2007，32(7):673－678.

［责任编辑:王兴库］

TD353

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1006-6225(2012)04-0060-03

2012－04－10

何 杰 (1984－)，男，河南长葛人，硕士，助理工程师，主要从事巷道支护研究工作。