综采工作面大跨度切眼锚杆支护技术

邱岳伟

（山西省潞宁煤业公司，山西 宁武 036700）

回采巷道的稳定是保障工作面安全高效生产的基础，为了满足综采设备的安装要求，工作面开切眼的跨度普遍较大，给巷道围岩的支护管理带来困难。本文以潞宁煤业24102工作面实际条件为背景，利用理论分析和FLAC3D数值模拟软件，分析大跨度切眼顶板的破坏机理，研究不同成巷方式下切眼的围岩破坏情况，并确定巷道合理的支护方案，为相似条件下工作面切眼的围岩控制提供参考价值。

1 工作面概况

潞宁煤业位于忻州市宁武县附近，属于潞安集团旗下矿井，主采煤层包括2#和3#煤层，可采储量达3270万t。24102工作面位于二四采区西翼上部，主采2#煤层，埋深约470 m，煤层厚度变化较大，为1.0～5.0 m，平均3.5 m，工作面切眼为矩形断面，断面尺寸为7.6 m×3.5 m，属于大跨度巷道。工作面直接顶为8.5 m厚的泥岩或泥质砂岩，基本顶为8.0 m厚的细砂岩，直接底为6.2 m厚的砂质泥岩，基本底为3.0 m厚的细砂岩，其地层综合柱状图见图1。

2 大跨度切眼断面破坏机理

图1 工作面综合柱状图

通常来说，断面宽度大于5.5 m巷道可以称之为大跨度巷道。与一般巷道相比，大跨度巷道更容易发生冒顶、片帮等事故，巷道围岩破碎，变形量大，尤其在巷道顶板两个边角处易发生应力集中现象，造成巷道围岩的支护管理更加困难。

根据大跨度巷道顶板的受力情况，进行合理简化，建立力学模型，见图2［1-2］。

图2 巷道顶板受力模型

由图2可以看出，大跨度巷道顶板可简化为两端固支的简支梁，顶板上部受受上覆岩层载荷作用，载荷集度为q，在上部载荷作用下，顶板发生完全下沉，根据材料力学简支梁极限跨距结论，巷道顶板弯矩可表示为：

式中：M为巷道顶板弯矩，N·m；l为梁的跨度，m。根据等截面梁的挠度曲线微分方程，有：

式中：w为巷道顶板的挠度，m；E为顶板岩层的弹性模量，Pa；I为顶板岩层的惯性矩，m4。

联立式（1）、（2），可得顶板挠度为：

根据材料力学理论，认为简支梁的最大挠度应发生在梁的中部。因此，将x=l/2代入，可得巷道顶板的最大挠度为：

顶板岩层的惯性矩可表示为

式中：h1为顶板岩层厚度，m。

联立式（4）、（5），巷道顶板的最大挠度可表示为：

由式（6）可以看出，顶板挠度与岩层厚度、弹性模量以及巷道跨度有关，当顶板岩性不变时，跨度越大，顶板挠度越大，弯曲变形越严重，支护难度也越高。

同时，大跨度矿井受埋深影响更为明显，埋深越高，切向应力越大，巷道破坏越严重。且由于巷道位于煤层之中，围岩变形严重，单一锚杆支护难以满足支护需求，对支护参数的合理研究十分必要。

3 成巷方式对切眼围岩变形的影响

3.1 确定模拟方案

由于切眼跨度较大，选择合理的成巷方式对巷道围岩控制也有着重要作用。

根据工作面初步设计，开切眼跨度为7.6 m。因此，共设计4种成巷方案 （如表1所示），利用FLAC3D数值模拟软件，对不同方案下巷道围岩变形情况进行模拟分析。

表1 模拟方案

3.2 建立模型

根据矿井实际地质资料，建立数值模型，模型长度为90 m，宽度为220 m，高度为60 m，模型底部及四周固定位移，顶部施加10.29 MPa的载荷模拟上覆岩层的作用。初始计算模型见图3。

图3 初始计算模型

模型采用摩尔—库伦屈服准则，分别模拟四个模拟方案，切眼长度设为160 m。

3.3 模拟结果和分析

对四种方案分别进行模拟研究，其结果见图4。

图4塑性破坏区

图4 为不同成巷方式下，切眼巷道的围岩塑性破坏图，图中浅色部分为剪切破坏，深色部分为拉伸破坏。由图可知，采用方案1时，巷道围岩塑性破坏范围较大。因此，采用一次成巷技术虽然掘进速度较快，但是围岩变形破坏严重，给支护带来一定困难；采用方案二时，巷道围岩塑性区有所减小，采用方案三时，围岩塑性区进一步减小，这是由于采用方案二时巷道扩刷范围较大，对已经掘成的巷道围岩影响较大；采用方案四时，巷道围岩塑性破坏范围又有所增加，这是由于巷道一次掘进的跨度较大。因此，采用方案三的成巷方式效果最好。

4 支护设计

4.1 工程类比

22110工作面位于本工作面右侧，工作面顶底板性质与24102工作面十分接近，其支护方案对本工作面的支护设计有一定的参考价值。22110工作面的切眼支护方案为：

顶板采用直径为22 mm，长度为2.4 m的高强度螺纹钢锚杆，间排距为1000 mm×1000 mm，每排布置8根，均垂直于顶板布置，铺设经纬网和Φ14mm的钢筋托梁，锚杆的预紧力矩不小于300 N·m，不大于400 N·m锚固力不得小于127 kN；锚索采用直径为22 mm，长度为6.3 m的钢绞线锚索，垂直于顶板采用五花型布置，预紧力不得小于250 kN。

两帮采用直径为16mm，长度为2.0m的圆钢锚杆，锚杆间排距为1200 mm×1000 mm，每帮每排布置3根，均垂直于两帮布置，顶部锚杆距离顶板300 mm，底部锚杆距离底板900 mm，锚杆的预紧力矩不小于150 N·m，不大于200 N·m，锚固力不得小于50 kN。

4.2 锚杆支护参数的确定

（1）围岩破坏范围

根据自然平衡拱理论，围岩破坏范围见图4［3-4］。

图5 巷道围岩破坏范围

巷道两帮的破坏范围为：

式中：C为两帮破坏深度，m；fd为两帮围岩普氏系数，取3；h为巷道高度，3.6m。

将数据代入式（7），可得巷道两帮破坏深度为0.85 m。

巷道顶板破坏高度的表达式为：式中：b为巷道顶板破坏深度，m；B为巷道宽度，取7.6 m。

将数据代入式（8），可得巷道顶板破坏高度为1.55 m。

（2）锚杆长度的确定

根据悬吊理论，锚杆长度可表示为：

式中：Lm为锚杆长度，mm；L1为外露长度， 取50 mm；L2为有效长度，顶锚杆取顶板破坏高度1550 mm，帮锚杆取两帮破坏深度，取850mm；L3为锚固长度，取350 mm。

将数据代入，可得顶锚杆长度应大于1950 mm，帮锚杆长度应大于1250 mm。

为进一步确定锚杆长度，利用前面建立的FLAC3D数值模型，分别模拟不同锚杆长度下切眼围岩的变形量，其结果见图6。

图6 锚杆长度与围岩变形的关系

由图6可以看出，锚杆长度为1.8 m时，切眼的围岩变形量最大，随着锚杆长度的增加，顶板下沉量逐渐减小，锚杆长度增至2.4 m时，顶板下沉量达到最小；两帮移近量也随着锚杆长度增加而减小，但在锚杆长度大于2.0 m后，两帮移近量趋于稳定，降低幅度明显下降。因此，确定顶锚杆长度应为2.4 m，帮锚杆长度应为2.0 m。

（3）锚杆间排距的确定

根据锚杆承载能力，可确定锚杆间排距为［4］：

式中：αr为锚杆间排距，m；Ka为安全系数，取2.0；γ为岩层平均容重，25 kN/m3；Q为锚杆锚固力，顶锚杆取127 kN，帮锚杆取50 kN。

将数据代入，可得顶锚杆的间排距应不大于1.28 m，帮锚杆间排距应不大于1.08m。

结合工作面实际情况，确定锚杆排距均为1.0 m，利用前面建立的数值模型，进一步确定锚杆的间距，其模拟结果如下。

图7为不同锚杆间距下围岩的变形量图。图中锚杆间距为1.4 m时，切眼围岩变形量最大，随着锚杆间距的缩小，围岩变形量也逐渐减小，当锚杆间距降至1.2 m后，两帮移近量趋于稳定，当锚杆间距降至1.0 m后，顶板下沉量趋于稳定，锚杆间距继续降低，但围岩变形不再明显变化。因此，确定顶锚杆间排距为1.0 m×1.0 m，帮锚杆为1.2 m×1.0 m。

图7 锚杆间距与围岩变形的关系

4.3 确定支护方案

根据理论计算和数值模拟结果，认为原22110工作面切眼支护方案基本满足本工作面需求。因此，初步确定本工作面支护方案即为工程类比法所得方案，巷道支护断面见图8，若遇到地质构造或围岩破碎等特殊地段，可适当加强支护。

图8 巷道支护断面

5 结语

工作面切眼由于跨度增大，给围岩的支护管理带来一定困难，本文根据潞安集团潞宁煤业24102的实际地质条件，利用理论计算和数值模拟的方法，得到以下结论：

（1）根据巷道顶板的受力情况，建立力学模型，顶板挠度与巷道跨度有着直接关系，跨度越大，顶板挠度越大，支护也就越困难。

（2）利用FLAC3D数值模拟软件，对不同成巷方式下巷道围岩的破坏变形进行模拟分析，认为现掘进4.8 m，后扩刷2.8 m时，巷道围岩破坏范围最小。

（3）利用工程类比、理论计算和数值模拟相结合的方法，确定采用邻近22110工作面巷道支护方案，基本满足本工作面的实际需求，为工作面安全开采奠定基础。