西曲矿大断面开切眼围岩控制技术研究

曹义勇

(西山煤电(集团)有限责任公司 西曲矿，山西 古交 030200)

·技术经验·

西曲矿大断面开切眼围岩控制技术研究

曹义勇

(西山煤电(集团)有限责任公司 西曲矿，山西 古交 030200)

为解决西曲矿18502工作面大断面开切眼支护时遇到的难题，通过理论计算、工程类比并结合数值模拟的方法确定了扩帮前后相应的支护参数，有效地控制了18502切眼施工时的围岩变形，为安装液压支架并顺利实现工作面回采创造了有利条件，对类似地质条件开切眼能够提供指导。

开切眼；理论计算；工程类比；数值模拟；支护；扩帮

现代矿井安全高效发展的要求之一就是有良好的采掘接替。回采巷道掘进结束后，根据矿井采掘接替紧迫情况，决定切眼的支护形式、巷道断面及设备安装时间表。其中巷道跨度对巷道支护形式选择及支护有效性、安全性有较大的影响。一般来说，如果备采工作面在采掘接替上处于备采状态时间较长，往往切眼施工成较小的断面，待回采设备安装前再进行二次扩帮，以保证回采设备的安装空间需求[1-3]. 因此，大断面开切眼对围岩的控制技术直接影响到综采工作面的设备安装施工。通过理论计算、工程类比并结合数值模拟的方法确定切眼扩帮前后的支护参数，有效地控制了其围岩变形，为安装液压支架并顺利实现工作面回采创造了有利条件，同时也积累了宝贵的经验。

1 工程概况

西曲矿18502工作面施工8#煤层，煤层厚度3.21～4.46 m，一般厚度3.95 m. 煤层整体倾向西南，倾角2°～7°，平均4°. 8#煤层顶部普遍含有一层(0.23～0.60)0.40 m的炭质泥岩伪顶，伪顶节理、裂隙发育，易冒落，需加强顶板管理。直接顶板为2.87 m的石灰岩，直接底板为1.30 m的细粒砂岩，其中顶板L1(庙沟灰岩)抗压强度102.74 MPa，抗拉强度13.52 MPa，软化系数为1.42，普氏硬度系数为10.56. 底板细粒砂岩抗压强度55.89 MPa，抗拉强度10.92 MPa，软化系数为0.6，普氏硬度系数为5.72.

18502工作面切眼于2016年11月上旬开始施工，断面为大断面，其中宽为7 m，高为3.5 m，切眼长为143 m. 为了施工方便，现场采取先导硐4.5 m，后扩帮2.5 m的施工方式。11月底，完成切眼的导硐，12月初开始扩帮，12月上旬完成扩帮。为了有效控制开切眼扩帮前后围岩的变形，必须分别确定出其相应的支护参数。

2 扩帮前支护参数的确定

2.1 理论计算顶锚杆支护参数

1) 锚杆长度计算。

根据悬吊理论[4-7]计算锚杆长度：

L=KH+L1+L2

式中：

H—冒落拱高度，m，H=0.5B/f=0.64，B为巷道掘进宽度，m，取4.5，f为岩石坚固性系数，石灰岩取3.5)；

K—安全系数，一般取2；

L1—锚杆锚固长度，m，一般按经验取0.4；

L2—锚杆在巷道中的外露长度，m，一般取0.04.

代入数据计算得，L=1.73 m. 施工时顶锚杆取L=1.8 m，依据该矿其他巷道顶锚杆的选取经验，最终确定其d20 mm，满足施工需要。

LIU Ming-qian, LAN Jun, CHEN Xu, YU Guang-jun, YANG Xiu-jun

2) 锚杆间排距计算。

式中：

δ—锚杆间排距,mm；

Q—锚杆设计锚固力，kN，按顶锚杆锚固力取50；

γ—被悬吊泥岩的容重，kN/m3，取25.

代入数据计算得：δ=1.25 m. 根据以往施工经验，锚杆间排距取1 200 mm×1 200 mm，可以满足施工要求。

2.2 扩帮前支护方案

帮锚杆支护参数的选取，根据工程类比的方法确定，其中，煤帮采用d20 mm×1 800 mm的无纵肋螺纹钢锚杆，并配套碟形铁托片；扩刷帮采用d20 mm×1 800 mm的玻璃钢锚杆。帮锚杆间排距取1 000 mm×1 200 mm.

图1 扩帮前切眼支护方案图

3 扩帮后支护参数的确定

开切眼导硐施工期为20天左右，施工期间，布置3个测站来监测巷道表面位移，通过现场记录数据与后期数据分析，顶底板相对移近量最大为86 mm，两帮相对移近量最大为93 mm，巷道表面位移很小，说明上述方案可以有效控制围岩变形，能够顺利进行下一步的扩帮。

3.1 数值模拟

扩帮后支护参数的选取采用数值模拟的方法确定。由于扩帮时，围岩会受到二次扰动破坏，因此原支护方案不再适用。通过数值模拟软件FLAC3D可以确定扩帮时的支护参数。根据西曲矿18502工作面的生产地质条件，建立有限差分数值模型，模拟范围长150 m×宽1 m×高50 m.

边界条件：模型顶面(z=50 m)边界施加压力使其等同于上覆岩层的重量，底面(z=0 m)是固定铰支座，垂直方向约束，x=0 m、x=150 m、y=0 m和y=1 m面施加水平方向位移约束。

单元划分：采用brick初始网格，6 390个网格，15 341个结点。

切眼扩帮前后支护参数不变，开挖切眼计算平衡后，得到结果见图2，3.图2为扩帮前切眼围岩的塑性区分布，图3为扩帮后切眼围岩的塑性区分布。通过比较可以看出，扩帮前，切眼围岩受到的拉伸与剪切破坏区域很小，顶底板与两帮围岩塑性破坏范围很小，由此说明，原支护参数有效地控制了围岩的变形。由图3可以看出，切眼扩帮后，由于顶板受到二次扰动破坏，顶板受到拉伸与剪切破坏区域明显比扩帮前大很多，而且，顶板的塑性破坏直接影响到两帮，两帮受到拉伸与剪切破坏的范围也增大很多。这就说明，扩帮后，用原支护参数已经不足以控制围岩变形，因此，得通过数值模拟的方法，重新确定扩帮后的支护参数。

图2 扩帮前切眼围岩塑性区分布图

图3 扩帮后切眼围岩塑性区分布图

根据工程类比的方法，采用纯锚杆支护段的巷道，扩帮后，顶锚杆、帮锚杆的直径与长度及排距不变，只需要改变其间距并配合使用木点柱支护就可以满足施工要求。根据数值模拟的方法，分别模拟顶锚杆不同间距、帮锚杆不同间距时切眼围岩的表面位移量，模拟结果见表1，表2，通过比较分析即可确定对应的间距。

顶锚杆间距的模拟方案选取5组，不同间距下围岩的表面位移见表1. 由表1可以看出，随着顶锚杆间距的减小，顶板下沉量、底鼓量、两帮相对移近量都在减小，相对变化速度也在减小，当间距从900 mm变为800 mm时，相对变化速度均小于5，说明此时顶锚杆间距的变化对围岩的变形影响很小，因此，从经济的角度出发，顶锚杆间距应该选定为900 mm.

表1 不同顶锚杆间距围岩表面位移表

帮锚杆间距的模拟方案选取4组，不同间距下围岩的表面位移见表2. 由表2可以看出，当间距从1 100 mm变为1 000 mm、从1 000 mm变为900 mm时，相对变化速度均小于10，说明此时帮锚杆间距变化时几乎对围岩的表面位移变化无影响，因此，帮锚杆间距选定为1 000 mm，比较经济。

表2 不同帮锚杆间距围岩表面位移表

采用架棚支护段的巷道，通过数值模拟与经济效益分析的方法，最终确定架棚段，顶锚杆间距确定为1 100 mm，点柱的间距定为2 900 mm.

3.2 扩帮后支护方案

根据以上数值模拟及工程类比的方法，最终得出扩帮后的支护方案，见图4，图5.

图4 扩帮后纯锚段切眼支护方案图

图5 扩帮后架棚段切眼支护方案图

纯锚巷道扩帮后采用锚杆+点柱支护。扩帮段顶锚杆为矩形布置，间排距为900 mm×1 200 mm；扩帮段帮锚杆为五花形布置，间排距为1 000 mm×1 200 mm，第一排帮锚杆距顶板0.6 m；打设带帽点柱两排，点柱间排距为：2 900 mm×1 200 mm，长度为3.5 m，规格为d20～22 cm的红松圆木，柱帽规格为600 mm×200 mm×100 mm；点柱柱窝深100 mm.

架棚巷道扩帮后采用锚杆+木棚+点柱联合支护。木棚采用一梁四柱，棚距为1 200 mm；扩帮段顶锚杆为矩形布置，间排距为1 100 mm×1 200 mm；棚梁长度为7.0 m，规格为d22～24 cm的红松圆木，棚腿长度为3.3 m，规格为d20～22 cm的红松圆木；点柱打设两排，间排距为：2 900 mm×1 200 mm，长度为3.3 m，规格为直径d20～22 cm的红松圆木；棚腿及点柱柱窝深100 mm.

4 现场施工效果

18502工作面用时一个月完成切眼导硐与扩帮，其中，导硐20天，扩帮10天。施工期间，布置了3个测站，分别监测顶板离层情况、顶底板移近量、两帮移近量。通过现场记录数据及后期的数据分析可以得出表面位移量，见图6，7. 根据数据可以看出，切眼扩帮前，顶底板最大移近量为86 mm，两帮最大移近量为93 mm；扩帮以后，顶底板最大移近量102 mm，两帮最大移近量为110 mm，表面位移量均在安全控制范围内，均能满足安全生产的需要。根据现场离层仪记录数据发现，顶板无离层情况出现。由此可以证明上述支护方案能够有效控制围岩变形，为下一步工作面安装液压支架及回采提供了有利的条件。

图6 顶底板移近量曲线图

图7 两帮移近量曲线图

5 结 论

本文通过理论计算、工程类比并结合数值模拟的方法确定了西曲矿大断面开切眼扩帮前后相应的支护参数，有效地控制了18502切眼施工时的围岩变形，为安装液压支架并顺利实现工作面回采创造了有利条件，对类似地质条件的大断面开切眼具有一定的指导意义。

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Study on Technology of Large Section Open-off Cut Surrounding Rock Control in Xiqu Coal Mine

CAO Yiyong

To solve the problems involving large-section open-off cut support in No.18502 working face in Xiqu mine, the theoretical calculation, engineering analogy and numerical simulation method are introduced, the corresponding support parameters before and after the gateway expansion are determined, The deformation of the surrounding rock during the construction of the open-cut off are effectively managed. The practice creates favorable conditions for the installation of the hydraulic support and the follow up mining, and provide guidance for the similar cases.

Open-off cut; Theoretical calculation; Engineering analogy; Numerical simulation; Supporting; Side slope extension

2017-01-02

曹义勇(1977—)，男，山西应县人，2010年毕业于太原理工大学，工程师，主要从事煤矿生产管理工作

(E-mail)2799114252@qq.com

TD353

B

1672-0652(2017)02-0030-04