特大斷面厚煤頂開切眼復合桁架錨索圍巖控制技術

何富連，栗建平，蔣紅軍，許 磊，高 升，肖殿才

(中國礦業大學(北京) 資源與安全工程學院，北京 100083)

隨著煤礦企業的集約化、大型化的發展趨勢，開切眼巷道斷面的尺寸在很大的程度上也被要求得到相應的提高。由于開切眼巷道斷面大，增加了巷道圍巖的控制難度，普通巷道的支護方式已經不能滿足煤礦安全生產的要求。新的支護方式及支護理論相繼被提出用于控制大斷面巷道圍巖[1]。據不完全統計，全國國有大中型煤礦每年需要新掘進的巷道長度高達8000km左右，其中80%以上為煤巷。由于我國煤層賦存條件復雜多樣，近年來如何保障各種條件下，尤其是厚煤頂特大斷面巷道圍巖的穩定一直是礦業科技和工程工作者的工作重點。

1 工程地質條件

五家溝煤礦可采4#、5#、8#煤層，其中5#煤分叉為5-1、5-2煤，5203綜放工作面主要采5-1煤，埋深250m，煤層厚度10.0～14.05m，平均厚12.0m，煤層厚度變化大；煤層傾角平均2°，屬于近水平煤層；層理節理發育；一般含有夾矸0～4層，夾矸層厚0～1.0m，巖性多為砂質頁巖；直接頂為砂質泥巖，平均厚度1.0m左右；老頂以細砂巖和中砂巖為主，有時為粉砂巖，灰白色；直接底為灰黑色泥巖，平均厚度2.5m左右。 5-2煤平均厚3.5m，其直接底砂質泥巖，平均厚2.5m。5203綜放面開切眼頂板煤巖層綜合柱狀圖見圖1。

圖1 5203綜放面開切眼頂板煤巖層柱狀

5203綜放工作面設計面長300.0m，開切眼沿煤層底板掘進，矩形斷面，長9.0m，寬3.5m，開切眼斷面積為31.5m2，屬于特大斷面巷道[2]。

通過現場調研和理論分析，發現5203綜放面開切眼圍巖控制具有以下難點：

1) 頂煤厚度大。開切眼上部為6.5～10.55m厚的頂煤，厚度變化范圍大。在掘進及礦山壓力的雙重影響下，頂煤破碎松軟，易產生離層。

2) 巷道斷面跨度大。巷道斷面跨度9.0m。隨著巷道斷面跨度的增加，頂板下沉及兩幫偏幫現象嚴重，巷道圍巖的破碎范圍加大，可能導致錨桿(索)的錨固點及錨固力失效。

3) 頂煤中含有軟弱夾層。由于頂煤中軟弱夾層的存在，頂板可能出現離層，導致錨桿(索)錨固點失效，給安全生產帶來隱患。

4) 原有的支護方案不能給頂板煤巖層施加水平的擠壓力，不利于頂板煤巖層在水平方向上形成穩定的承載結構。

由于上述控制難點的存在，采用原有的支護方案時，在相鄰工作面的開切眼巷道控制中局部出現了較嚴重的頂錨桿和玻璃鋼錨桿支護構件失效現象。同時由于頂煤厚且厚度變化較大；頂煤中存在0～4層的軟弱夾層，強度較低；以及頂煤構造節理發育，時而出現嚴重的淋水現象，在順槽的掘進過程中出現過冒高最高達4m的冒頂事故，存在冒頂事故安全隱患。

基于五家溝煤礦的現場實際生產地質條件、圍巖控制難點及桁架錨索主動控制技術的優越性，提出了復向桁架錨索圍巖主動控制技術。

2 復合桁架錨索系統優點

復合桁架錨索系統支護原理如圖2所示。桁架錨索系統分別以巷道兩幫肩窩深部及巷道中部三向受壓煤巖體為錨固點[3]，頂板變形和離層對其影響很小，錨固點周邊煤巖體不容易破壞，是桁架錨索系統發揮高錨固力的穩固承載基礎；而且錨固點能隨頂板彎曲下沉出現適度水平內移，桁架錨索系統受力合理增加且形成閉鎖結構，可以有效防止頂板惡性變形和冒頂事故。

圖2 復合桁架錨索支護原理

桁架錨索施加的復向預應力和支護力有利于頂板煤巖體處于三向受壓應力狀態，煤巖體強度和抗變形破壞能力得到提高，使錨固區中性軸下移，錨固區內更多煤巖體處于受壓應力狀態。巷道頂板撓度得到降低，并能有效控制巷道斷面中部頂板的離層破壞。中性軸下移和桁架高預應力大幅度降低了錨固區煤巖層的最大拉應力，增加了錨固區內圍巖穩定性。

桁架錨索斜穿煤幫上方附近頂板最大剪應力區，作用范圍大，能夠有效控制頂板剪切破壞；桁架錨索系統鋼絞線上載荷連續傳遞，且能方便地施加高預應力，對頂板的支護力沿整個桁架結構呈“凹槽形”合理分布，作用路徑大，巷道頂板受力狀態良好。

復合桁架錨索系統不僅僅是單桁架錨索系統的簡單疊加[4]。巷道中部單桁架錨索形成的壓應力區域相互疊加，大大增加了巷道頂板的受壓區域，使得巷道中部的煤巖體處于三向受壓的應力狀態，提供了可靠的錨固點[5]。

3 5203綜放面開切眼支護方案設計

通過理論分析并結合現場實際生產地質條件，根據相似地質條件下的工程類比法形成了如圖3所示的5203綜放面開切眼特大斷面煤巷支護設計方案[5]。巷道斷面兩次成型，第一次橫靠綜放面煤墻側掘進，矩形斷面，寬4.5m，高3.5m；第二次橫靠采空區側掘進，矩形斷面，寬4.5m，高3.5m。

圖3 5230綜放面開切眼主動支護方案

3.1 頂板支護

頂板采用桁架錨索、錨桿、W鋼帶及金屬網聯合支護方式。桁架錨索采用Φ17.8mm，1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線，排距4.0m，錨索長9.4m，鉆孔深8.0m，桁架錨索底跨2.25m；靠永久支護煤幫的桁架錨索距永久支護煤幫2.25m，錨索鉆孔與鉛垂線的夾角為20°；靠臨時支護幫的錨索鉆孔與鉛垂線的夾角為10°；運用專用桁架連接器進行連接，并用配套鎖具鎖緊；采用一支CK2335和兩支Z2360樹脂藥卷進行錨固，預緊力不低于120kN。

頂錨桿采用Φ18mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿，間排距皆為1.0m；每排布置5根錨桿，靠采空區側及綜放面側的頂板角錨桿與鉛垂線的夾角為15°，并且距煤幫250mm；其余垂直頂板布置。每根錨桿使用一支CK2335和一支Z2360樹脂藥卷進行錨固，預緊力矩不得低于220N·m；用規格為4500mm×100mm×5mm的W鋼帶和規格為50mm×50mm的金屬網護頂，其中金屬網壓茬200mm。

3.2 兩幫支護。

靠采空區側錨桿采用Φ18mm×2000mm的左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿，每排布置3根，間排距均為1.0m，最上位的幫錨桿距頂板400mm且與水平面成+15°角，最下位錨桿與水平面成-5°角，中間一根水平布置；每根錨桿使用一支CK2360樹脂藥卷錨固；預緊力矩不得低于120N·m。采用規格為50mm×50mm且壓茬為200mm的金屬網及規格為150mm×150mm×10mm的托盤進行護幫。

綜放面側煤幫采用Φ18mm×2000m的玻璃鋼錨桿，每排布置4根錨桿，排距1.0m，間距0.7m；最上位的幫錨桿距頂板250mm且與水平面成+15°角，最下位錨桿與水平面成-5°角，中間兩根水平布置；采用規格為3500mm×1200mm，壓茬200mm的塑料網護幫。

第一次橫掘過后在臨時支護煤幫側采用打點柱方式支護，點柱間距1.0m，每兩根點柱間用4根木背板背幫。

4 開切眼支護方案數值模擬比較分析

采用FLAC3D數值模擬軟件計算分析復向桁架錨索主動支護方案和原設計普通單體錨桿索支護方案對特大端面開切眼巷道圍巖的控制效果。數值計算模型如圖4所示，尺寸39m×30m×26.5m，采用摩爾-庫倫本構關系。

圖4 數值計算模型

通過數值模擬分析比較采用復向桁架錨索主動支護與原普通單體錨桿索支護后開切眼圍巖位移場分布如圖5所示。單體錨桿索支護時頂底板移近397.38mm，其中頂板下沉289.37mm，底鼓108.01mm；兩幫移近493.17mm，其中左幫移近243.76mm，右幫移近249.41mm。頂底板移近量和兩幫移近量分別為復向桁架錨索支護時的1.66倍和2.58倍。單體錨桿索支護時頂板下沉量較大的主要原因是錨索長度較短，長7.3m，錨固點位于下沉量較大的頂板煤體內，不能提供穩定的錨固點，錨固點隨頂板彎曲下沉而下移。與此同時，兩幫移近量較大，這主要是幫錨桿支護密度不夠所致。碎裂厚煤層特大端面開切眼開掘后兩幫各自形成了一個自由面，由于幫錨桿支護密度稀疏，在較大的水平應力和垂直應力的雙重影響下，導致兩幫移量近較大。在充分考慮了圍巖的巖性及穩定性之后，復向桁架錨索主動支護方案適當地增加了錨索的長度和幫錨桿的支護密度。通過數值模擬分析可知，該方案能夠很好地適應厚煤層特大端面開切眼的圍巖變形，有效地控制圍巖穩定。

圖5 特大端面開切眼圍巖位移場分布

5 現場礦壓觀測及數據分析

控制開切眼圍巖變形和頂板冒落是開切眼支護的主要目的。為了能夠及時準確地掌握開切眼圍巖變形情況和復向桁架錨索的支護效果，在開切眼開掘后及時安裝測站，采用十字點法對開切眼表面位移進行觀測。

通過對三個測站的數據分析和處理，該特大端面開切眼頂底板最大移近量小于92.05mm，兩幫最大移近量小于75.15mm。頂板和兩幫變形量較小，圍巖處于穩定狀態。復向桁架錨索支護方案能夠有效的控制開切眼圍巖的穩定，支護系統安全可靠。

6 結論

1) 通過理論分析、現場調研及工程類比，提出了復向桁架錨索主動支護方案，并確定了相關的各項支護參數。

2) 運用FLAC3D數值模擬軟件，對復向桁架錨索主動支護方案和原普通單體錨桿索支護方案進行了模擬對比分析，指出了原支護方案的不足并分析了其原因之所在。

3) 通過現場試驗得出復向桁架錨索主動支護對于厚煤層特大端面開切眼圍巖支護效果明顯，開切眼巷道端面收斂率小，圍巖基本處于穩定狀態。對其它類似條件下的特大端面煤巷的支護提供了一定的借鑒。

[1] 肖同強，柏建彪，王襄禹，等.深部大斷面厚頂煤巷道圍巖穩定原理及控制[J].巖土力學，2011,32(6)：1874-1880.

[2] 康紅普，王金華，林健.煤礦巷道錨桿支護應用實例分析[J].巖石力學與工程學報，2010,29(4)：649-664.

[3] 趙洪亮，姚精明，何富連，等.大斷面煤巷預應力桁架錨索的理論與實踐[J].煤炭學報，2007,32(10)：1061-1065.

[4] 張波，何富連.基于正交試驗的桁架錨索巷道支護參數研究[J].煤礦安全，2008(2)：18-21.

[5] He Fu-lian，Yin Dong-ping，Yan Hong.etc.Study on the Coupling system of High Prestress Cable Truss and Surrounding Rock on a Coal Roadway[A].Rock Stress and Earthquakes[C]Netherlands:CRC PRESS,2010.