大采高綜采工作面大斷面切眼支護技術研究?

潘偉明（神華烏海能源利民煤焦有限公司，內蒙古自治區鄂爾多斯市，016100）

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大采高綜采工作面大斷面切眼支護技術研究?

潘偉明
（神華烏海能源利民煤焦有限公司，內蒙古自治區鄂爾多斯市，016100）

摘 要針對大采高綜采工作面大斷面切眼支護難題，以利民煤礦16#煤層首采工作面為工程背景，根據頂板巖層結構觀測結果，提出了高強度初始支護方案，并運用FLAC3D數值模擬軟件對支護效果進行預測分析，證明了設計方案的可行性。現場實測表明，提出的支護方案能夠有效控制巷道圍巖變形，支護效果良好，并根據觀測結果對部分區域支護方案進行了優化。

關鍵詞大采高工作面 大斷面切眼 切眼支護 數值模擬

隨著煤礦高產高效工作面的持續推進和機械化程度的進一步提高，特別是采用大采高開采以來，工作面設備日趨大型化，工作面開切眼跨度也不斷增大，部分工作面切眼寬度增大至9～10 m，加大了支護維護難度，超大斷面切眼的支護問題成為目前煤礦安全領域的重要難題。本文在前人研究的基礎上，選取利民煤礦16#煤層大采高首采工作面切眼為工程對象，根據頂板巖層結構觀測結果，提出了高強度初始支護方案，并數值模擬了該方案下切眼圍巖變形情況，并根據切眼支護質量監測結果對部分區域支護方案進行了優化，最終取得了工業性試驗成功。

1　工程概況

利民煤礦16#煤層1603工作面為首采工作面，埋深327～334 m，煤層平均厚度6.04 m，為近水平煤層，工作面傾向長240 m，采用大采高綜采開采方式。1603工作面開切眼為矩形斷面，設計切眼尺寸9.0 m×4.0 m（寬×高）。16#煤層厚度變異系數為26%，結構復雜，一般含3～4層夾矸，偽頂為1.9 m厚的砂質泥巖，直接頂板為細粒砂巖，屬軟弱～堅硬巖類，厚度4.36 m；老頂為砂質泥巖，厚度14.12 m，抗壓強度為27.6～71.5 MPa，屬半堅硬巖類；直接底為1.95 m厚細粒砂巖；本區煤層頂底板巖石的力學強度較低，以半堅硬巖石為主，巖石質量指標（RQD）中等。

2　大斷面切眼支護初始方案設計

2.1 頂板巖層結構觀測

巖體中存在許多不連續結構面，控制著巖體變形、破壞及其力學性質，而且巖體結構對力學性質的控制作用遠遠大于其本身性質的控制作用。為準確研究巖體的變形和力學性質，對16#煤層切眼附近頂板進行了現場鉆孔窺視。窺視結果顯示，9 m范圍內頂板基本穩定，破碎位置分布在1.0～1.4 m、6.6～8.4 m孔深位置的巖層交互帶和砂質泥巖層。設計頂錨桿長度2.4 m，處于完整巖石段的長度為1.0 m，可將頂錨桿錨固在堅硬頂板內，設計的錨索長度6.3 m或9.3 m，以避開較為軟弱的砂質泥巖層。

2.2 支護方案設計

（1）基本支護技術方案設計。切眼全斷面錨桿共布置18根。頂板選用?22 mm×2400 mm的等強桿體的高強度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，頂錨桿間排距900 mm，錨固力設計為60 k N/根，選用1支K2335快速、1支Z2360中速樹脂錨固劑。

切眼后幫選用?20 mm×2200 mm的等強桿體的高強度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿，工作面側幫（前幫）選用?20 mm×2000 mm的玻璃鋼錨桿，幫錨桿間距1050 mm，排距900 mm，每排布置4根錨桿，幫錨桿設計錨固力為50 k N/根，幫部選用1 支Z2380錨固劑。

切眼頂板及切眼后幫均選用W鋼帶配合菱形金屬網（頂板圍巖狀況較差時可用鋼筋網代替）加強支護。W鋼帶厚度為3 mm，寬度為250 mm，長度為3300 mm。菱形金屬網由10#鐵絲編織而成，網孔規格為50 mm×50 mm，網片尺寸為4.8 m×1.0 m或4.3 m×1.0 m。切眼前幫主要采用玻璃鋼錨桿配合木托板支護，木托板規格為500 mm×300 mm×50 mm。

（2）頂板加強支護方案。大斷面切眼頂板加強支護采用小孔徑錨索加強支護。錨索每排布置5根，錨索間距2.0 m，排距2.7 m。錨索規格為?17.8 mm×6300 mm的預應力鋼鉸線，外露長度為300 mm。每根錨索用1支K2335、2支Z2360錨固劑，有效錨固長度1.65 m，張拉力均不低于120 k N。

3　支護方案數值模擬研究

3.1 模型建立

運用FLAC3D數值模擬軟件，建立數值計算模型，模型尺寸為300 m×150 m×2 m（x×y× z）。模型x和z方向分別在邊界上限制水平，y方向上固定底邊界，上邊界為自由面，模型網格劃分采用四面體單元，網格劃分的原則是越靠近16#煤層的各巖層網格劃分越密。模型選用莫爾－庫侖本構模型，煤、巖層的物理力學參數如表1所示。

表1　煤巖物理力學性質指標

3.2 結果分析

通過模擬試驗可以直觀了解設計支護條件下大斷面切眼圍巖的變形和應力分布狀態，從而檢驗支護設計方案是否合理可行。現有支護方案下，模擬試驗結果表明切眼頂底板和兩底角處出現小范圍的高應力集中，其中水平應力峰值約為24 MPa，兩幫垂直應力峰值約為3 MPa；切眼頂板最大下沉量為47 mm，底板最大位移量為65 mm，切眼兩幫最大移近量79 mm。

大斷面切眼跨度大，掘出后頂板煤巖體更容易沿著破裂煤巖體裂隙等弱面滑動產生變形，錨桿可以對圍巖裂隙弱面的滑動起到控制作用，錨索在深部更穩定圍巖懸吊及軸向力加壓作用，可提高圍巖整體的穩定性。模擬結果的圍巖應力分布表明，本支護方案很好地改變了圍巖的力學性質，增強了圍巖的粘結力，并有效地抑制了切眼擴容現象的發生，使切眼圍巖應力分布更加合理，而錨索對頂板的懸吊作用可較好控制巷道頂板離層的發生，由此可知本支護設計方案是合理可行的，可應用于切眼支護工程實踐。

4　切眼圍巖支護效果監測及優化

4.1 切眼支護效果監測

評價切眼穩定性的重要指標包括頂板最大下沉量和下沉穩定時間，切眼掘進后，在不同位置設置了頂板下沉量觀測測站，以監測切眼頂板下沉量，切眼掘進20 m后安裝了錨桿、錨索受力監測儀器，以監測錨桿、錨索受力變化。隨切眼掘進，共在切眼開始掘進處、掘進20 m、40 m、60 m和80 m處布置了5個測站。切眼頂板下沉量監測結果如圖1所示。

圖1　頂板下沉量監測曲線圖

切眼開口處頂板最大下沉量約為35 mm，下沉穩定時間為8 d；距開口20 m處、40 m處、60 m處頂板最大下沉量分別為45 mm、46 mm和44 mm，下沉穩定時間都為12 d；距開口80 m處監測時間短，監測的初始下沉值為43 mm，未有明顯上升趨勢。整體來看，切眼頂板下沉量未超過50 mm，頂板圍巖基本完整，下沉穩定時間小于12 d，頂板受掘進采動影響周期短。

圖2為切眼內錨桿、錨索荷載監測曲線，監測對象為切眼中部頂板3根錨桿和1根錨索的受力，監測的錨桿荷載基本無明顯增加情況，錨索荷載有一定增加，但增加幅度不明顯，說明現有支護方案可阻止頂板離層和下沉，支護方案有效。

圖2　錨桿　（索）荷載監測曲線

4.2 支護方案優化

影響大斷面切眼支護效果的因素除掘進工藝外，還包括圍巖地質結構和巷道支護質量。如切眼遇軟弱構造帶，受構造應力作用，圍巖內生裂隙較多，造成頂板和兩幫較為破碎，影響切眼圍巖完整性，要求初始支護方案應適當加強。由于工人安裝操作不當，也會導致初始錨固力不合格問題，造成支護構件不能正常發揮效用，因此，對1603工作面切眼支護進行了優化。

（1）掘進期間，根據頂板情況實施兩級頂板管理，正常頂板采用初始支護方案，地質異常區域采用加強支護方案，如切眼掘進至45 m時，遇變坡段，傾向角度增大至13°，此區域頂板較為破碎，錨索長度增大至9.3 m，其它參數不變，以增加對頂板深部離層的控制。

（2）現場實際施工過程中，采用錨桿無損檢測儀對切眼內錨桿軸向受力和錨固段長度進行了檢測，檢測結果表明部分錨桿的軸向力偏小，說明錨桿預緊力不達標。高預應力是巷道支護系統的要素之一，要求預緊力應達到錨桿屈服強度的30%～50%，設計要求錨桿的預緊力矩應達到300 N·m，因此，后期施工應加強支護預緊力管理，在不增加成本的情況下，提高現有支護方案的效能。

5　結論

（1）根據煤層賦存條件，提出了高強度大斷面切眼支護方案，并采用數值模擬手段，對該方案下切眼圍巖應力分布及變形特征進行了研究，證明了設計方案的可行性。

（2）通過現場實測表明，提出的支護方案能夠有效控制巷道圍巖變形，支護效果良好，滿足施工要求，并根據地質條件，對部分區域支護方案進行了優化。

（3）根據地質條件，提出初始支護方案，結合前期數值模擬和施工中的動態監測，對大斷面切眼支護方案進行設計優化是可供借鑒的可行方法。

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（責任編輯 張毅玲）

Research on supporting technology of large section open-off cut in fully mechanized mining face with large mining height

Pan Weiming
（Shenhua Wuhai Energy Limin Coal& Coke Co.，Ltd.，Ordos，Inner Mongolia 016100，China）

AbstractFor the supporting problem of large section open-off cut in fully mechanized mining face with large mining height，the first working face of No.16 seam in Limin Coal Mine was taken as the engineering background，according to the observed results of roof strata structure，the initial high-strength support scheme was put forward，and the supporting effect was predicted and analyzed by using numerical simulation software FLAC3D，which proved the feasibility of the design scheme.Field test showed that the support scheme could effectively control the surrounding rock deformation and the supporting effect was good，then according to the observed results，the supporting scheme in partial region was optimized.

Key wordsworking face with large mining height，large section open-off cut，supporting in open-off cut，numerical simulation

中圖分類號TD353

文獻標識碼A

基金項目：?國家自然科學基金青年科學基金（51304115）

作者簡介：潘偉明（1964－），男，廣東省新豐縣人，1989年畢業于山西礦業學院，工程師，現任神華烏海能源利民煤焦有限公司總工程師。