大跨度厚煤頂切眼破壞特征及控制對策研究

李通達，侯鐵軍，孫運江，謝生榮，李世俊，王金光

（1.中國礦業大學 （北京）資源與安全工程學院，北京100083；2.新疆百花村股份有限公司，新疆 烏魯木齊830002）

厚煤層占我國煤炭資源總儲量的45%以上[1]。近些年來，隨著高產高效綜采面的廣泛應用、大型綜合機械化采煤設備的大量研制及滿足運輸、通風和行人等安全生產需要[2－5]，必然要求有大跨度斷面切眼巷道與先進的采煤技術相適應，切眼尺寸一般由原來的5～6m增至7～10m。國內外諸多專家學者對大斷面切眼支護這一難題進行了大量研究，并取得一定的成果[2－7]。肖 同 強 等[2]對 深 部 大 斷 面 厚 煤頂巷道的變形機制和控制技術進行了研究，提出了“倒梯形”塑性區形成的層理面剪切破壞機制；張茂林等[3]探討了錨桿長度、間排距對綜放大斷面切眼支護效果的影響；何富連等[4]研究預應力復合桁架錨索的支護機理，并對特大斷面開切眼的支護難題、進行了解決；柴肇云等[6]用相似模擬實驗對錨桿－錨索支護大斷面開切眼圍巖破壞演化特征及錨固效果進行了研究；曾佑富等[7]利用力學推演計算的方法對錨索支護參數進行研究。

本文在前人的研究基礎上，以大黃山礦＋735綜放面切眼為研究對象，結合厚煤層頂板等實際生產地質條件，研究大跨度厚煤頂切眼變形破壞機制及錨桿支護機理，并對其圍巖進行分類，在此基礎上提出了“承載區分級”區域控制技術對策，有效地解決了該類切眼的支護難題。

1 工程地質條件分析

1.1 地質條件

1.1.1 井田工程地質概況

新疆大黃山煤礦位于烏魯木齊以東120km處，該井田位于天山北麓的丘陵地帶，地形起伏不大，地勢南高北低，海拔標高一般在＋1000～＋1100m之間，相對高差一般50～100m，最大絕對高差220.40m，井田面積5.49km2。井田內斷裂構造較發育，在井田南部有3條較大的近于平行的平推斷層，對向斜南翼煤層開采有一定程度影響，副斜井向西翼開采時發現有一條走向北東60°的平推斷層，對西翼開采具有一定影響。

1.1.2 可采煤層及頂底板巖性

新疆大黃山礦有5個可采煤層，自上而下分別為五尺槽、四尺槽、米尺槽、中大槽、八尺槽，中大槽為28m特厚煤層，是礦井的主要回采煤層。中大槽煤層結構簡單，基本不含夾矸，煤層傾角30～41°，平均厚度23.5m，為易自燃煤層，煤層可采指數為0.98。中大槽煤層頂板完整性較好，局部有0.2～0.5m厚的炭質泥巖偽頂，直接頂為8.0m厚的細砂巖，屬較堅硬巖石，老頂為砂礫巖，平均厚度為37m；直接底板為泥質粉砂巖，屬半堅硬巖石，老底為細砂巖，屬堅硬巖石。

1.2 ＋735西翼綜放面切眼工程概況

＋735西翼綜放工作面位于副井以西290m，走向長度1240m，傾向長度96m，進風巷（運輸）位于煤層頂板巷水平標高＋735m，回風巷位于煤層底板水平標高＋770m。本工程為＋735m中大頂板巷至＋770m中大底板巷開切眼，作為＋735m西翼綜采面設備安裝時使用，開切眼沿底板掘進，切眼沿煤層傾向布置，斜長93米（上下巷除外），切眼為矩形斷面，寬8m，高2.7m。通過對＋735綜放面開切眼現場調研和分析，其圍巖控制有如下特點。

1）切眼頂板為煤層且厚度大。切眼上部為21～23m的厚煤頂，與巖石頂板相比其普氏系數較小、節理裂隙發育程度好、塑性區沿巷道頂板橫向縱向延伸范圍大，巷道淺部圍巖受拉應力破壞區域增大，尤其是拉應力較大的切眼中部更容易發生破壞。巷道圍巖整體變形量增大，頂煤酥軟破碎，特別是在地質構造區域（如中小斷層、褶曲等）更難維護。

2）切眼斷面尺寸大。相比與小斷面煤巷，大斷面切眼圍巖穩定性對掘進時采動影響、頂板兩幫煤巖體物理力學特性、地應力場變化等因素敏感性更高。采用強度較低的支護形式下，任何單一因素的改變都會對切眼圍巖穩定性有嚴重影響，可能導致頂板劇烈下沉，甚至發生大范圍冒頂、片幫的事故。

3）破壞形式復雜多樣性。巷道圍巖變形量大，頂板下沉量加劇，頂板中部支護結構損壞嚴重并向兩幫發展，錨桿（索）錨固點下移、斷裂及錨固力失效。厚煤頂內部因破壞程度、彎曲下沉量和附加次生水平應力不同而更容易出現上下離層[1]，厚煤頂由于抗彎剛度系數大于上覆巖層頂板，而與上覆巖層發生離層。

2 大跨度厚煤頂切眼破壞機制及支護機理

2.1 大跨度厚煤頂圍巖破裂機制

諸多專家學者研究表明，當巖體在變載荷作用下會出現“裂紋插入”現象和“裂紋飽和”現象[8]。巖體受載荷作用時，在薄弱處產生裂紋，隨著載荷不斷增大，在已存在的裂紋中又有新的裂紋產生，同時裂紋數量不斷增加而間距不斷減小；當裂紋間數量增加到一定程度后，其值不會再發生變化，達到了一種飽和狀態，之后不論施加多大載荷，新的裂紋不會再萌生，只是裂縫寬度有所增加。

同理，在大跨度厚煤頂切眼的開挖過程中，切眼巷道煤頂也會經歷一個從新裂隙不斷發育萌生到裂隙數量穩定飽和的過程。當切眼巷道開挖后，圍巖三向應力狀態解除，淺部煤頂在高應力差和低圍壓對的環境下產生新裂紋，裂紋逐漸發展成為裂隙，不斷形成的裂隙彼此貫通，集合在一起構成了圍巖變形的破裂區，隨著煤頂破壞的不斷發展，破裂區內的裂隙數目越來越多，煤體破碎程度越高，并向深部擴展；當裂隙數目擴展到一定程度后，其數目趨于飽和狀態，新增裂隙突然減少，此時說明裂隙發育已經穩定，煤頂圍巖變形主要為原有裂隙的相互聯合貫通。之后隨著煤頂圍巖新平衡的建立，裂隙主要分布在淺部煤頂圍巖內（3～4m），4m之外煤頂圍巖裂隙逐漸減少，煤體的完整性好，裂隙發育程度大幅降底，圍巖深部僅有少量的裂隙產生。

2.2 大跨度厚煤頂圍巖分類

裂隙發育度K是指大跨度切眼厚煤頂破裂區內所有裂隙寬度和與普通煤巷（寬3.5m，高3m）煤頂破裂區內所有裂隙寬度和的比值[9，10]，見式（1）。

式中：di為大跨度切眼煤頂破裂區內第i個裂隙的寬度，n為裂隙個數；do為普通煤巷煤頂破裂區內所有裂隙寬度和。借助裂隙發育度K對大黃山礦區大跨度切眼厚煤頂裂隙發育程度進行分類分級，通過對＋735西翼綜放工作面這一典型區域鉆孔進行分析計算后，其煤頂裂隙發育程度可分為3類，詳見表1，大跨度厚煤頂圍巖分區圖如圖1所示。

表1 大跨度切眼煤頂裂隙發育程度分類指標

圖1 大跨度厚煤頂圍巖分區

2.3 大跨度厚煤頂錨桿支護機理

目前對大斷面開切眼工程圍巖維護來說，“錨網＋錨索＋鋼帶”聯合支護是大多數工程實踐中采取的主要方式。在采用“錨網＋錨索＋鋼帶”聯合支護控制大跨度厚煤頂切眼圍巖時，合理的錨桿參數成為影響控制效果的關鍵。本文針對大黃山礦＋735西翼綜放工作面切眼實際的工程地質條件，分析知錨桿給錨固區域內的煤體施加徑向應力，使錨固內的煤體強化成一個統一的“承載梁”結構。該梁厚度與上覆巖層相比相差較大，可近似為彈性薄板；同時，切眼跨度遠小于切眼斜長，根據彈性力學理論將其考慮為平面應變問題。因此，可將形成“承載梁”結構簡化為固支梁模型，對其錨桿錨固區域內的煤體建立“厚煤頂固支梁”力學模型，如圖2所示，分析錨桿直徑、錨固長度、間排距等因素對裂隙擴展區及裂隙穩定區的受力狀態影響。

圖2 “承載梁”力學模型

根據結構力學知識，建立力法方程，見式（2）、式（3）[11]。

由單位內力圖自乘得：δ11＝L／EA，δ22＝L3／EA，δ33＝L／EI；又因M1＝0、FN2＝FN2＝0、M3對稱、M2反對稱，所以：δ12＝δ21＝0，δ13＝δ31＝0，δ23＝δ32＝0；由MP圖和Mi圖互乘得：⊿1P＝⊿2P＝0，⊿3P＝－qL3／24EI；分別將上述結果代入（2）得X1＝X2＝0，X3＝qL3／24EI。由式（3）計算得“承載梁”中部的彎矩最大，見式（4）。

式中：q為“承載梁”承受的均布載荷，X1、X2、X3為多余未知的約束力，δ11、δ22、δ33為單位內力作用下分別沿X1、X2、X3方向的位移，⊿1P、⊿2P、⊿3P為外載荷作用下分別沿X1、X2、X3方向的位移，EI為梁的抗彎剛度，L為切眼跨度。

根據材料力學知識得式（5）、式（6）[12]。

式中：q0為“承載梁”上覆煤巖體的均布載荷，λ為錨桿殘余剪切強度影響系數，P0為錨桿的錨固力，Sc為錨桿的間排距，Wz為“承載梁”的抗彎截面系數，[σ]為“承載梁”中部許用應力。

此時，錨桿錨固力可近似表示為式（7）[13]。

式中：D為錨桿的直徑，l為錨桿的錨固長度，[τ]為錨固劑的抗剪強度。將式（4）、式（6）和式（7）代入式（5）得到“承載梁”不發生破壞的極限條件，見式（8）。

通過對“承載梁”的力學分析，所得結果為式（8）。分析表明：①對于大跨度厚煤頂切眼的“承載梁”結構，其是否發生彎曲破壞與L，D，Sc，l和[τ]等參數相互作用密切相關；“承載梁”中部最大拉應力與切眼跨度的二次方成正比，切眼跨度越大其拉應力越接近甚至超過許用應力，“承載梁”就越容易在中間位置發生拉伸破壞。②在切眼跨度一定時，增加支護密度，梁的彎曲撓度會降低，縮小了煤頂裂隙擴展區的范圍，提高了“承載梁”的承載強度。③在合理的范圍內增加錨桿長度和直徑有利于提高“承載梁”內煤體的內聚力及內摩擦角，使其不容易發生因相互錯動而引起的離層現象；同時，增加錨桿的預應力和提高錨固劑的錨固性能，可改善錨固煤體內的三向受力狀態，平衡各個方向上的主應力，進一步強化“承載梁”結構的穩定性能，增強煤頂整體的支護效果。

3 大跨度切眼“承載區分級”區域控制對策研究

針對大跨度厚煤頂切眼圍巖破壞機理及分類特點，并結合前文對于大跨度厚煤頂切眼支護機理的分析，本文提出了“承載區分級”區域控制煤頂的對策。大跨度厚煤頂切眼支護結構可分為裂隙擴展穩定承載區、微裂隙承載區和巖層頂板承載區承載三個區域，裂隙擴展穩定承載區主要是通過錨桿對淺部松散煤頂進行支護，微裂隙承載區主要對錨桿錨固點以上至錨索錨固點之間的煤層進行控制，上述兩個承載區控制的對象主要是對煤層，巖層頂板承載區主要是充分發揮錨索錨固端以上巖層自然的承載性能。

1）裂隙擴展穩定承載區：裂隙擴展區和穩定區內的煤頂松軟脹碎，以裂隙碎脹變形為主，通常最淺部的煤頂穩定性最弱，易發生拉曲破壞，變形從淺部向深部逐漸發展，裂隙擴展區持續向裂隙穩定區發展，如此往復循環最后演變為大范圍的煤頂破裂和冒落。裂隙擴展穩定承載區采用高強度高預應力長錨桿帶網支護給表面圍巖提供圍壓，提高破碎煤體的殘余強度，減緩因切眼開挖引起的松動變形，將裂隙擴展區和穩定區控制在錨桿的錨固范圍內，抑制裂隙的不斷發育貫通，減小裂隙擴展區和穩定區分布范圍，消除弱結構離層現象，充分發揮“承載梁”結構的自穩能力。

2）微裂隙承載區：微裂隙區內煤體的完整性好，裂隙發育程度低，煤體內裂隙較少，但在掘進擾動、水及地質構造等因素的影響下，微裂隙區內處于塑性區的煤體逐漸增多，且主要位于切眼正上方的位置，因此微裂隙區也會向裂隙穩定區發育演化。微裂隙承載區采用高預應力錨索傾斜布置在微裂隙區內煤體的肩角穩定區域，從水平和鉛垂兩個方向上同時對錨固煤層施加主動預緊力，改變煤層的雙向受力狀態，降低高應力作用下頂幫煤體拉伸破壞；同時，傾斜錨索穿過裂隙擴展區和穩定區的層理面，錨索提供的擠壓應力增強了層理面間的內摩擦力，減少兩區之間煤體發生離層。

3）巖層頂板承載區：此區巖層頂板起到一個承上啟下的作用，將經過錨桿（索）強化后的煤層頂板“小結構”與上覆巖層的“大結構”緊密連接在一起，“大小結構”協同控制，一起維護切眼巷道的圍巖穩定性。

4 井下工程應用

4.1 支護參數

依據大跨度厚煤層頂板切眼“承載區分級”區域控制對策，運用FLAC3D數值模擬軟件，并結合具體的現場工程地質條件，分別對大黃山礦＋735綜放面切眼的錨桿（索）間排距、直徑及長度等支護參數進行了設計，最終的支護參數如圖3所示。

圖3 ＋735綜放面切眼支護參數（單位：mm）

頂板錨桿采用Φ20mm×3000mm無縱筋螺紋鋼高預應力錨桿，錨固長度為2000mm；錨桿間排距0.8m×0.8m，每排布置10根錨桿，從煤幫西側至東側一次均勻布置，靠切眼巷幫兩側的三根錨桿與水平方向分別成45°、60°和80°。頂錨桿相應配套構件為150mm×150mm×10mm的剛托盤、4000mm×220mm×5mm（長×寬×厚）的 W鋼帶和冷拔絲鐵絲編織的菱形硬金屬網。頂板錨桿初始張拉力不低于150kN。頂板錨索采用Φ15.9mm×6000mm高強度預應力鋼絞線，錨桿間排距1.5m×2m，每排布置4根，錨索孔深5.6m；靠切眼巷幫兩側錨索到兩幫的距離為1750mm，與豎直成20°方向傾斜布置，其余錨索間距均為1500mm；單體錨索鋼托板規格為400mm×400mm×16mm的高強托盤。頂板錨索預緊力不低于150kN。

巷道兩幫采用錨桿、金屬網、鋼筋梯子梁聯合支護。回采幫側采用Φ20mm×2000mm木錨桿，永久幫側采用Φ20mm×2000mm樹脂錨桿，錨桿間排距均為800mm，最上位幫錨桿距頂板800mm，與水平面的夾角為＋10°，中間1根錨桿成水平布置，最下位幫錨桿距底板300mm，與水平面的夾角為－15°。幫錨桿初始張拉力不小于100N。

4.2 現場應用效果分析

為了掌握大黃山礦＋735綜放面切眼煤頂圍巖活動規律及支護效果，在掘進過程中設置測站，對頂板下沉量、兩幫移近量等狀況進行觀測。某一典型測站觀測結果表明：切眼巷道開掘初期，圍巖表面位移收斂速率較大，煤頂在三十天后趨于穩定，頂板移近量達164mm，兩幫在二天后即趨于穩定，兩幫位移量達143mm，總體變形量均控制在允許的安全范圍之內。在整個切眼維護期間，未發生諸如錨桿索破斷、鋼帶撕裂及支護結構大面積失效的現象。這表明采用錨網（索）“承載區分級”強力支護系統對大跨度厚煤頂切眼的控制有良好的效果。

5 結論

1）本文以大黃山煤礦＋735綜放面切眼為研究對象，調研分析了該類切眼圍巖控制特點，探討了大跨度厚煤頂切眼圍巖破裂機制，在此基礎上對其圍巖裂隙發育度K進行分類，分為裂隙擴展區，裂隙穩定區和微裂隙區3類。

2）對大跨度厚煤頂錨桿錨固區域內的煤體建立了“承載梁”力學模型，應用彈性力學、結構力學及材料力學理論推演“承載梁”不發生拉伸破壞的極限條件。研究表明：“承載梁”的承載性能隨錨固長度、錨桿直徑及錨固劑抗剪強度的增大而增加；隨錨桿的間排距、切眼跨度及上覆煤巖體的均布載荷的增大而減小。

3）提出了“承載區分級”區域控制對策，并詳細分析了其具體措施和作用效果。井下對＋735綜放面切眼支護試驗結果表明，錨網（索）“承載區分級”強力支護系統對大跨度厚煤頂切眼的控制有良好的效果，提高該類切眼服務期間的穩定性，能為類似條件切眼支護技術提供借鑒。

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