厚冲积层薄基岩大断面开切眼稳定性控制技术研究

刘世峰，郭 鹏

(1.河南能源化工集团焦煤公司赵固一矿，河南 新乡 453034；2.江西理工大学 资源与环境工程学院，江西 赣州 341000)

作为工作面回采设备安装的重要场所，开切眼的稳定性是工作面能够快速回采的重要保障。但开切眼区别于传统回采巷道，其断面尺寸大，一般在 6 m 以上，且两帮均为煤层，使得开切眼的稳定性控制问题十分突出[1]。为此，专家学者们对该问题进行了大量研究，何富连等[2]研究了厚煤层开切眼不同宽度下顶板围岩裂隙发育规律，提出了高强、高预紧力锚带网和双桁架锚索联合控制技术；孙海良[3]以深埋三软煤层复合顶板大断面开切眼为工程背景，提出了“高强锚杆+长短锚索配锚索托梁”的支护设计方案，大大提高了巷道围岩的稳定性；袁超等[4]研究了影响围岩塑性区分布特征的各种因素，提出以中空注浆锚索为核心的“锚网喷+全断面中空注浆锚索”分步联合巷道修复技术；丁国峰等[1]通过构建顶板岩层极限跨距的力学模型，确定了开切眼顶板易垮落的主要原因，提出了L型切眼掘进技术及“注浆+锚索”协同控制技术;李季等[5]采用等效扁椭圆的矩形巷道计算方法，确定适用于现场的锚杆和锚索的长度，并形成以超长锚杆/索为核心的稳定性控制对策；张东等[6]以潘集一矿为工程背景，提出“锚网索加挑棚和木垛联合支护技术”；张刚[7]基于动态设计理念和先进的帮部增强煤巷锚杆支护技术，提出了切眼煤巷锚杆支护设计方法，并成功进行了现场应用；张庆华[8]改进了传统特厚煤层放顶煤开采工作面巷道沿底板托煤巷道支护设计和支护材料，据此提出了改进型的锚网索稳定性控制对策；侯化强等[9]借助FLAC3D对切眼围岩支护稳定性进行数值模拟,提出了锚网索梁柱的耦合支护方案；张向东等[10]依据悬吊理论,确定了锚网索联合支护方案。

以赵固一矿16001大采高工作面开切眼为工程背景，总结了影响开切眼巷道稳定性的关键因素；揭示了“分次成巷+高预应力锚网索”耦合控制机理；提出了“锚网索+单体液压支柱”联合支护技术，现场应用效果良好，可为类似厚松散层薄基岩大断面开切眼稳定性控制提供借鉴。

1 工程概况

赵固一矿16001工作面最大埋深约600 m，该工作面位于矿井北翼，所属盘区为西六盘区，该盘区处于井田薄基岩风化破碎带区域；受基岩风化影响，煤层顶板破碎，稳定性差，顶板裂隙较发育，尤其是断层附近顶板裂隙更为发育。

1.1 16001工作面顶底板岩性

16001工作面开切眼设计长度210 m，煤层平均倾角3.5°。巷道顶板存在一层厚约0.80 m的泥岩，直接顶为均厚13.50 m的砂质泥岩，基本顶为均厚7.20 m的中粒砂岩；直接底为均厚18.45 m 的粉砂岩、砂质泥岩，基本底为均厚2.00 m的L9灰岩。巷道顶底板岩层柱状图如图1所示。

图1 巷道顶底板岩层柱状图

1.2 稳定性影响因素

16001工作面是赵固一矿首个一次采全高工作面，开切眼设计净宽9.5 m，局部车场段开切眼宽度达到11 m以上；开切眼位置临近井田边界大断层，围岩相对破碎，支护难度较大。经综合分析，影响开切眼巷道围岩稳定性的因素如下：

1)复杂的高应力场

巷道埋深大，约600 m，自重应力约13.8 MPa，且处于井田边界大断层位置，水平构造应力大，加之巷道开掘的影响，使开切眼处于复杂的高应力场环境中。

2)围岩强度低且层理裂隙较为发育

结合相邻巷道围岩结构的观测结果可知：以泥质岩石为主的围岩普遍较为松软、强度低，中砂岩岩层胶结相对较为致密，但层间普遍存在裂隙，且现有锚网索支护范围内的岩层普遍存在非常明显的裂隙和离层。

3)原有支护系统的局限性

由于工作面开切眼的尺寸大于普通回采巷道，以普通锚杆/索为核心的锚网索支护系统，自身存在着预应力不足，不足以限制围岩初始变形和内部裂隙的发育；同时，由于煤层上覆基岩薄，且上覆岩层内部裂隙发育，其“支护—围岩”的承载能力和承载范围十分有限。

2 分次成巷及高预应力支护机理

受16001工作面基岩薄、围岩强度低及裂隙发育等不良地质条件的影响，若采用一次成巷开掘方案，则16001工作面开切眼的稳定性将难以控制。因此，提出“分次成巷+高预应力锚网索”支护设计方案，其稳定性控制机理简述如下：

1)分次成巷[11-15]的核心在于控制巷道顶板悬露长度，减小巷道顶板跨度，进而减弱局部剪切应力集中；通过及时在小断面巷道内施加“单体液压支柱+工字钢梁”为主的被动支护，以提高围岩的整体性。

2)高预应力锚网索支护技术[16-20]区别于传统锚网索支护，高预应力可有效限制围岩开挖后的初期变形，且能够有效控制围岩内部有害节理面的张开、裂隙的发育及贯通，特别是控制围岩内部有害离层的再发育及新离层的产生，确保开切眼支护围岩的稳定性。

3 数值分析

3.1 建立模型

基于赵固一矿工程地质概况及16001工作面开切眼围岩物理力学参数(如表1所示)，采用FLAC3D数值模拟软件建立数值计算模型，如图2所示。模型尺寸为60 m×49.5 m×60 m；约束围岩四周及底部位移，在模型顶部施加15.5 MPa 载荷，模拟上覆岩体的自重边界。分别进行分次成巷及一次成巷模拟计算，以便对围岩整体控制效果进行对比分析。

表1 岩石物理力学参数

图2 数值计算模型

3.2 模拟结果分析

1)围岩位移场分析

通过数值计算，得到2种开挖方式竖直方向位移，如图3所示。

由图3可知，采用分次成巷的开挖方式与一次成巷开挖方式相比，顶板下沉量减小43%；两种方式底鼓量相差不大，但分次成巷开挖方式下底鼓主要集中在巷道左侧，对设备的安装没有影响。

(a)一次成巷

2)围岩应力场分析

通过数值计算，得到2种开挖方式竖直方向应力状态，如图4所示。

(a)一次成巷

由图4可知，分次成巷下围岩因承载能力的提高，在围岩内部形成的应力集中数值较大，但范围较小。

3)围岩塑性区分析

通过数值计算，得到2种开挖方式塑性区分布，如图5所示。

(a)一次成巷

由图5可知，分次成巷开挖方式下围岩塑性区分布范围与一次成巷相比明显减小；一次成巷期间，开切眼四周均分布有拉剪单元，而分次成巷期间拉剪单元仅存在于巷道顶板左侧和巷道左帮，表明“分次成巷+高预应力锚网索”支护提高了围岩整体性，使顶板承载能力得到显著增强。

4 分次开掘设计及稳定性控制对策

4.1 分次成巷掘进及支护设计

开切眼一次小断面掘进采用EBZ160悬臂式综掘机进行施工，配合DSJ-800/2×55可伸缩胶带输送机运煤，分台阶施工，上台阶2.0～2.2 m，下台阶1.3～1.5 m，断面宽、高为4.5 m×4.0 m。具体支护设计如图6所示。

图6 一次成巷支护设计

1)顶板支护：采用ø20 mm×2 400 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆，间排距1 000 mm×1 000 mm；ø21.6 mm×8 300 mm锚索，间排距1 000 mm×1 000 mm。

2)帮部支护：采用ø20 mm×2 400 mm无纵筋左旋螺纹钢高强锚杆，间排距900 mm×900 mm，底角锚杆水平打设，其他锚杆垂直煤帮打设。

4.2 二次成巷台阶开挖及支护设计

一次小断面掘进贯通后，在工作面安装过程中，超前支架安装进行开切眼扩刷，采用EBZ160悬臂式综掘机进行施工，配合SGB620/40T刮板输送机运煤，分台阶施工，上台阶2.0～2.2 m，下台阶 1.3～1.5 m，断面宽、高为5 m×4 m。

二次成巷期间巷内支护依然是高预应力锚网索耦合支护，其支护参数与一次成巷期间支护参数一致；但在支架未安装到位前，及时在两次成巷中间位置辅以“单体液压支柱+工字钢梁”被动支护，支护形式为“一梁三柱”，确保巷道围岩的稳定性。具体支护设计如图7所示。

图7 二次成巷期间支护设计

5 监测效果分析

将上述研究成果应用于赵固一矿16001工作面开切眼，并对两次成巷期间围岩变形量进行监测。由于采用了分次成巷的开掘方案，为保证监测结果的连续性，在一次开掘断面后，采用十字布点方法布置测点，受二次开掘的影响，巷道右帮的测点及时变更至实体煤帮处，后续测量期间统计各测点之间的差值作为围岩的累计变形量，这样就可确保监测数据的连续性。现场实际监测结果如图8 所示。

图8 围岩累计变形量

1)采用“分次成巷+高预应力锚网索”耦合支护技术后，围岩最大变形位置为顶板，其最大变形量为208 mm，两帮收缩量为170 mm；

2)一次开掘期间围岩在28 d后变形量趋于稳定，受二次开挖的影响，围岩变形量再次增大，并于60 d后趋于稳定，两次开掘期间围岩变形量整体差别不大；

3)在监测期内，赵固一矿16001工作面开切眼位置顶板及两帮围岩变形量均在可控范围内。

6 结论

1)赵固一矿16001工作面开切眼属于典型的深埋厚松散层薄基岩大断面巷道，受地压大、围岩破碎及基岩薄等因素影响，传统支护设计下围岩承载结构在抗压及抗剪强度方面存在显著不足，无法有效控制围岩大变形。

2)“分次成巷+高预应力锚网索”耦合支护可最大程度保持围岩的完整性，限制围岩塑性区分布及发展，显著提高围岩整体的抗压及抗剪强度。

3)现场应用效果表明，该技术应用后巷道顶板累计变形量最大为208 mm，两帮变形量为170 mm，工作面液压支架布置完成后围岩几乎没有变形。因此，该技术可为类似条件下的大断面巷道的开挖及支护设计提供借鉴。