特厚煤层短壁综放大断面切眼巷道围岩控制研究

王志根，汪国安，本亚敏·哈里克

（1.山阴金海洋南阳坡煤矿，山西 朔州 036000；2.中国矿业大学（北京） 能源与矿业学院，北京 100083）

0 引言

我国的煤炭、天然气以及石油等资源的赋存情况决定了我国的一次能源消费是以煤炭为主体地位，且这种资源利用格局在未来相当长的一段时间内不会发生改变，安全高效开采煤炭资源与我国经济建设持续稳定发展直接挂钩。我国的特厚煤层已广泛应用综采放顶煤的开采工艺进行回采，开采强度不断增加，采煤机、液压支架以及刮板机等设备的体积也变得越来越大，工作面布置需要更大断面的切眼。切眼是工作面进行回采的起始地点，其断面完整程度极大影响着采煤机、液压支架等设备的安装以及工作面的回采安全[1]。综放大断面切眼巷道不仅断面大，且其顶部一般为松软、变形量大且具有一定厚度的顶煤，支护难度较大，支护设计容易出现两个问题：①支护强度达不到要求，出现冒顶事故；②支护强度过大，增加了支护成本、工人劳动量的同时降低了采掘效率[2]。因此对综放大断面切眼的合理支护参数进行研究和现场工程实践验证具有重要的意义。

诸多专家学者针对综放开采切眼支护技术开展了诸多有益研究。张向东等[3-4]利用FLAC3D 数值模拟、理论分析等方法对工作面大跨度的切眼巷道二次掘进的支护技术进行研究，最终确定了锚索网联合支护方案；陈冬冬等[5-6]在研究基本顶板结构破断规律的基础上，提出了相应支护方法；续云鹏[7]提出当矿井采掘中遇到切眼破碎顶板情况时，采用锚杆、锚索吊钢梁的联合支护方式，能加强对破碎岩层的支撑作用力；李晓博[8]通过数值模拟再现了支护条件切眼巷道分层围岩变形特征，计算分析了控制顶板离层量的锚杆长度和锚索数量的最优参数，确定了协同支护方案；何杰等[9]对复杂地质条件下大断面切眼支护技术进行探析，提出根据巷道的断面尺寸，确定不同区域的支护方案；宋涛[10]针对支护设计及效果评价展开研究，采用现场观测、顶板钻孔探视等方法，得到的监测结果和模拟效果经过对比分析，验证支护方案的可行性。

山阴金海洋南阳坡煤矿短壁综放工作面切眼设计掘进宽度8.8 m，掘进高度3.3 m，切眼跨度和高度均较大，切眼维护较困难。本文结合上述研究，对南阳坡煤矿短壁综放工作面大断面切眼的合理支护参数进行了研究，并进行现场工业化试验，设计的支护方案取得了良好的控制效果。

1 概况

南阳坡煤矿短壁综放工作面位于南阳坡煤业4煤层采区东翼，工作面回采上限标高为1 421.7 m，下限标高为1 366 m。工作面东侧与南侧为井田边界，西侧为4 煤南翼辅运巷，北侧为采空区。短壁综放工作面主采煤层为4 号煤，煤层内含有0 ～3层夹矸，夹矸平均厚度为0.4 m，4 号煤平均厚度约为11 m，煤层平均倾角2°。4 号煤层上覆直接顶为3.5 m 泥岩，基本顶为2.93 m 砂质泥岩，煤层下伏直接底为6.5 m 粉砂岩，柱状图如图1 所示。

图1 4 号煤层顶底板岩性及其柱状图Fig.1 Roof and floor lithology of No.4 coal seam and its histogram

2 预应力场数值模拟分析

2.1 数值模型的建立

针对大断面切眼的支护难题，利用数值分析软件FLAC3D 进行计算、分析[11]。采用Drucker—Prager 屈服准则以及摩尔—库伦本构模型，以xoy平面为水平面，铅直方向取z 轴方向，并以z 轴正方向为正，模型各边界均固支，为提升锚杆索预应力场显示效果及精度，对巷道围岩锚固区进行网格密化，数值模型如图2 所示。

图2 数值模型Fig.2 Numerical model

2.2 模拟支护方案的确定

根据巷道支护理论以及切眼周围岩体的性质等，设计了4 种不同的支护方案，各支护方案详见表1，根据提出的支护方案，建立数值计算分析网格模型。

表1 4 种模拟支护方案Table 1 Four simulated support schemes

2.3 支护效果分析

巷道开挖前围岩保持三向应力状态，由于开挖造成的影响，围岩发生破碎，这种状态也发生了相应改变，为使巷道围岩内发生破裂的区域能够产生一定的围压，使围岩形成稳定的承载结构并充分发挥岩体的承载能力[12]，采用锚杆、锚索、网片等进行联合支护，提供径向约束力，阻碍岩体间的相对错动与滑动。且支护的阻力愈大，岩体的残余强度愈大，破碎区域内岩体能够发挥的自身承载能力也愈大。

图3 为4 种不同支护方案下的预应力场分布。从图中可以看出，当以方案三和方案四布置顶板锚杆和锚索时，能形成以0.2 MPa 为有效压应力边界的预应力场，压应力叠加区域明显，且能够覆盖整个顶板区域；当以方案一布置顶板锚杆和锚索时，顶板预应力场未能与巷帮预应力场形成有效连接；当以方案二布置顶板锚杆和锚索时，顶板预应力场与巷帮预应力场形成有效连接的程度要好于方案一，但煤岩体的压应力均衡程度以及应力扩散效果要弱于后两种方案；比较方案三和方案四，随着锚杆索根数增加，预应力场应力值相应增大，但以方案三布置时足以形成有效压应力场，增加锚杆索对压力值提升不大，且对压应力范围扩大不明显，考虑到支护成本及锚杆预应力场扩散效果，方案三为切眼支护的最优方案。

图3 预应力场分布Fig.3 Distribution of prestress field

3 切眼支护参数及支护强度校验

3.1 切眼支护参数设计

根据上述数值模拟获得的结果，设计短壁综放工作面切眼处的支护方案。

采用锚杆（索、网） +W 钢带联合支护，顶板锚索采用φ17.8 mm×11 000 mm 钢绞线（锚索长度可根据顶煤厚度进行增加或减少，需保证深入稳定岩层不小于1 500 mm），间排距为1 600 mm×1 600 mm，锚索与W 钢带配套使用，W 钢带采用3 500 mm×300 mm×3 mm、2 250 mm×300 mm×3 mm 两种规格。顶板采用11 根左旋螺纹钢锚杆，与金属菱形网配套使用，锚杆规格为φ20 mm×2 400 mm，间排距800 mm×800 mm。

切眼巷掘进分两次断面掘进，导硐施工时老塘侧每排布置2 根φ18 mm×2 000 mm 的左旋螺纹钢锚杆，间排距为1 200 mm×1 000 mm，配套使用菱形网；另一帮采用玻璃钢锚杆，并与塑料网配套使用。切眼刷扩后及时在距煤壁侧4 500 mm 位置顺切眼方向支设1 排DW3 500 mm 单体支柱，单体间距1 000 mm，采用1 350 mm×150 mm×150 mm 方木作为单体支柱横梁，采用200 mm×200 mm×300 mm 方木单体支柱穿鞋。刷扩侧帮部每排布置2 根玻璃钢，与塑料网片配套使用，锚杆的规格为φ18 mm×2 000 mm，间排距1 200 mm×1 000 mm。

切眼支护断面如图4 所示。

图4 切眼支护断面示意Fig.4 Section diagram of open-off cut support

3.2 切眼支护强度校核

大断面切眼巷道内支护强度不够，容易造成片帮、冒顶事故，需对支护强度进行校核。

3.2.1 锚杆支护参数校核

（1） 根据悬吊原理等，锚杆的总长度L需要满足以下条件：

式中：L1为锚杆外露长度，取0.05 m；L2为锚杆有效长度，此处可取免压拱高度b，m；L3为锚杆能够锚入岩层内的深度，取0.35 m。

普氏免压拱高：

煤帮松弛破碎深度（松动圈）：

式中：H为切眼巷道的高度，取3.3 m；B为切眼巷道的宽度，取8.7 m；f顶为普氏系数，此处为顶部岩石，取3.2；ω帮为内摩擦角，此处为两帮围岩，取40.13°。

依据上述公式计算得出：

2 400 mm≥顶锚杆长度L顶≥2 239 mm，2 000 mm≥帮锚杆长度L帮≥1 934 mm。

因此设计的顶锚杆及帮锚杆的长度均能满足设计要求。

（2） 锚杆的间、排距校核：

式中：a为锚杆的间、排距；G为每根锚杆所能够悬吊的岩体重量，取70 kN；γ 为岩体容重，取14.5 kN/m3。

锚杆的锚固力Q需大于G的重量，另外取一安全系数K=1.5，即KG＜Q，由此可得：a＜(Q/KγL2)1/2。

计算得a＜1.75 m。顶锚杆间排距800 mm×800 mm，满足支护要求。

3.2.2 锚索支护参数校核

（1） 锚索总长度L校核。

式中：La为锚索能够锚固到的较稳定岩层内的长度，m。

式中：K1为安全系数，取2；d1为锚索的直径，取17.8 mm；fa为锚索的抗拉强度，取1 860 N/mm2；fc为锚索与锚固剂之间的粘合强度，取4 N/mm2。计算得La≥4 138 mm，所以La取4.2 m。

Lb为不稳定岩层的厚度，考虑到切眼巷道处顶煤留设的厚度较大，Lb一般取锚杆长度，但从安全角度出发，Lb的取值要相应增大，取6 m；Lc为锚具+托盘厚度，取0.05 m；Ld为外露张拉长度，取0.2 m。

则锚索长度≥9.45 m，取10 m。设计的顶锚索长度11.0 m，也满足使用要求。

（2） 锚索排距L校核。

式中：n为锚索排数，取1（按照最少取）；F2为锚索极限承载力，取300 kN；B、H分别是巷道的最大冒落宽度及高度，分别取8.7 m、2.4 m；γ 为容重，取14.5 kN/m3；F1为锚杆锚固力，取70 kN；θ为角锚杆与巷道顶板的夹角，取90°；b为锚杆排距，取0.8 m。

计算得2.35 m ≤L≤1.6 m，所以设计的锚索排距校验合格。

4 切眼巷道现场监测

为及时了解切眼巷道支护后的控制效果，为日后进一步对支护方案做出改进和优化，在工作面布置的过程中，对顶板离层的状况以及围岩表面的位移情况进行现场观测、记录。

4.1 顶板离层监测及结果分析

（1） 监测方法。

监测设备选择数显型顶板离层仪，对该大断面切眼巷道的顶板离层情况进行观测。对离层仪进行安装时，首先安装深基点到钻孔的底部位置，然后再安装浅基点到钻孔的浅部位置，考虑到工作面长度较小，在切眼巷道每隔18 m 安装一台数显型顶板离层仪，并派专人每天观测、记录一次。顶板离层仪如图5 所示。

图5 矿用顶板离层仪示意Fig.5 Mine roof separation instrument schematic diagram

（2） 监测结果分析。

统计的顶板离层情况如图6 所示。

图6 顶板离层变化曲线Fig.6 Change curve of roof abscission layer

监测结果表明：在监测时间内，浅部、深部基点离层量分别约为9 mm 和12 mm，总离层量约为21 mm，总体来看，顶板的离层量是较小的。因此，针对该大断面切眼巷道制定的支护方案，对顶板的离层控制取得了良好的效果。

4.2 巷道表面位移监测及结果分析

（1） 监测方法。

采用“十”字布点法，分别在切眼巷道的顶板、底板、老塘侧以及煤壁侧的中央处设置测点，利用卷尺分别测量巷道顶底板两帮测点之间位移的具体数值，测量精度要求达到1 mm，在切眼巷道每隔18 m 设置一组观测测站（共2 组），每天观测一次。

（2） 监测结果分析。

巷道表面位移监测曲线如图7 所示。

图7 巷道表面位移监测曲线Fig.7 Monitoring curve of roadway surface displacement

由图7 可知，切眼巷道断面发生变形主要集中在前25 d，在25～45 d 内，巷道变形量仍然增加，但变形速率明显降低；在观测的45 d 时间内，巷道顶板下沉量约为140 mm，煤壁侧巷道变形量约为105 mm，老塘侧巷道变形量约为98 mm。两帮移近量小于顶板下沉位移量，巷道断面收敛率总体较小，整体变形仍在允许范围内，切眼巷道整个断面得到了比较有效的控制。

5 结论

（1） 利用数值模拟软件FLAC3D 对设计的4个切眼支护方案进行模拟计算，分析比较各个方案下的预应力场情况，从支护效果和支护成本等方面综合确定了控制该切眼巷道围岩稳定性的最优支护方案。

（2） 对设计方案的支护强度进行校核，通过计算得到锚杆索长度以及间排距均满足设计要求。

（3） 现场矿压观测结果表明，应用最终支护方案的巷道在开挖后巷道顶板、煤壁侧及老塘侧的位移变形量均较小，顶板离层量也很小，围岩能够得到有效控制，并一直处于良好的稳定状态。

（4） 实践证明，支护方案取得了良好的支护效果，在避免过度支护、降低生产成本的同时，降低了工人的劳动强度，提高了掘进效率。