大興煤礦大斷面開切眼支護技術研究

張海波

（棗莊大興礦業有限責任公司，山東 棗莊 277319）

開切眼作為設備安裝的重要場所，其斷面有別于普通巷道斷面，跨度普遍在6.0 m 以上。相比于回采巷道，切眼對于支護有更高的要求。切眼的穩定性一直是研究的熱點話題，何富連[1-2]等研究了切眼大小對圍巖的影響，按裂隙發育程度將圍巖劃分為三個區域；王炯[3-4]等人提出了協同支護的支護觀點，切眼整體采用錨網支護，變形突出部分采用錨索加強支護的方式，控制了切眼的變形；張向東[5]等針對大斷面普通支護存在的困難，提出采用高強度錨桿索，提供預應力的支護方式；王在峰[6-7]等針對大斷面切眼支護，提出了一次掘進支護與二次擴幫聯合支護的方式。以上人員對于切眼的裂隙演化以及支護方式進行了大量的研究，然而對于大斷面切眼，尤其是圍巖穩定性較差的特殊情形缺少一定的研究，需要結合工程情況做進一步的研究。

本文以2 北303 工作面大斷面切眼作為研究對象，采用數值模擬研究303 工作面切眼在采用加強支護前后圍巖的變化規律，并通過現場實測對數值模擬結果進行驗證。本文的研究結果可為大興煤礦后續進一步改進切眼的支護方案提供理論指導。

1 概況

切眼布置在3 煤，煤層平均厚度為4400 mm。303 切眼西側為2 北301 采空區，東側為2 北305未采區域，北側為邊界煤柱，南側為上山。切眼的實際位置如圖1。

圖1 切眼位置

切眼按矩形斷面設計，巷道開挖寬度7700 mm，開挖高度2900 mm，巷道凈斷面為7500 mm×2800 mm。在施工的過程中，采用錨網支護。由于圍巖巖性較差，以及2 北301 工作面回采的采動影響，切眼圍巖松散破碎，局部頂板煤體垮落，亟需尋找一種合適的切眼支護方式，保證工作面設備的正常安裝。

2 開切眼穩定性影響因素

2 北303 工作面埋深約為-700 m。該區域處于巖漿巖侵入區，屬于風化破碎區，裂隙發育，煤層頂底板穩定性差，支護難度較大。經綜合分析，影響開切眼穩定性的因素如下：

（1）圍巖強度。圍巖強度是巷道圍巖在抵抗高地應力時表現出的穩定性程度，其中圍巖移近量、巷道穩定性系數均是衡量圍巖穩定程度的指標。切眼圍巖受工作面特殊地質條件的影響較大，圍巖強度低是切眼支護設計中的難點。

（2）巷道斷面大小。巷道斷面積和圍巖收斂量呈正相關。巷道高度增大時，兩幫移近率也加快。盡管巷道斷面形狀很多，但煤巷大多采用矩形或斜矩形作為常用斷面形狀，巷道跨度越大巷道頂板越不容易穩定。

（3）原有支護強度。切眼的斷面比普通巷道斷面更大，原有的錨桿+錨索的支護方式存在預應力不足、不能有效控制圍巖變形的問題。圍巖強度和巷道斷面在工作面確定的情況下無法改變，只有進一步調整切眼的支護方式，選擇合理的巷道支護參數才能實現大斷面支護系統的穩定狀態。

（4）采動影響程度。相鄰工作面回采時，會對切眼的穩定性造成影響。隨著相鄰工作面距切眼的距離不斷減少，采動影響更加劇烈，尤其在頂板堅硬的條件下，會存在應力傳播路徑，容易在切眼中形成應力集中的高應力區，加劇切眼的變形。

3 開切眼加強支護方案

2 北303 工作面切眼設計為矩形斷面，切眼正常掘進期間斷面為3850 mm×2900 mm。頂板支護方式為高強錨桿+鋼筋網+錨索，錨桿間排距為900 mm×900 mm，錨索間距為2 m。巷道幫部為鋼絲網+錨桿支護，玻璃鋼錨桿間排距為1200 mm×900 mm，樹脂鋼錨桿間排距為800 mm×900 mm。

二次擴刷后，巷道斷面為7700 mm×2900 mm。在距幫部200 mm 的位置，按照斜75°的方向將回采側頂板錨桿打進頂板。左幫部每間隔800 mm 布置一個錨桿，總計3 根，全部沿垂直頂板的方向打進煤體。右幫部（推進方向）在距頂板300 mm 處按照1200 mm 的間距布置兩根Φ16 mm×1200 mm 玻璃鋼錨桿。頂板支護中，頂錨支護采用Φ20 mm×2000 mm 高強錨桿，間排距為900 mm×900 mm。支護圖如圖2，每米巷道支護耗材見表1。

圖2 切眼支護方案示意圖（mm）

表1 每米巷道支護耗材

4 切眼穩定性數值模擬分析

4.1 數值模型建立

以2 北303 工作面工程地質條件為研究背景，在數值模型中采用摩爾庫倫準則，將開切眼斷面設置為寬×高=8 m×3 m 的矩形，模型長×寬×高設置為220 m×160 m×60 m，上覆巖層等效荷載17.5 MPa。各地層參數見表2。開切眼北邊有50 m的保護煤柱，開切眼走向長度100 m，沿走向與開切眼隔10 m的保護煤柱后，模擬了切眼加強支護后，圍巖的變形規律。切眼模擬支護如圖3。

圖3 切眼支護數值模擬模型

表2 地層參數

4.2 模型結果分析

圖4 依次是303 工作面切眼在無支護條件和加強支護條件下切眼的圍巖發育情況。如圖4（a）、（b）所示，在無支護條件下，頂板最大下沉量為465 mm；在有支護條件下，頂板最大下沉量為133.5 mm。如圖4（c）、（d）所示，在無支護條件下，幫部最大位移量為273 mm；在有支護條件下，幫部最大位移量為227 mm。如圖4（e）、（f）所示，在無支護條件下，切眼變形嚴重，塑性區具有對稱分布特征，頂板和兩幫以拉、剪破壞為主；在有支護條件下，塑性區發育范圍進一步減小。可以認為通過加強支護方案，2 北303 切眼的圍巖變形得到控制。

圖4 303 工作面切眼有無支護效果對比圖

5 工程實測結果

為了更加直觀地看出加強支護后2 北303 工作面整個開切眼內頂板各個位置的變形量以及切眼左右幫部的變形量，通過十字布點法進行觀測，在切眼中監測圍巖的變形，數據如圖5。

圖5 切眼圍巖變形量

從圖5 中可以看出，整個切眼中監測點監測的變形量隨時間不斷變化最后趨于平緩，可劃分為急速增長階段（0～22 d）、快速增長階段（22～50 d）、緩慢增長階段（50～75 d）；兩幫移近量約為160 mm，頂板下沉量約為200 mm。說明加強支護后，切眼的變形得到有效的控制。

6 結論

（1）大興煤礦2 北303 工作面切眼處于巖漿巖侵入區，屬于風化破碎區，裂隙發育，煤層頂底板穩定性差，支護難度較大，常規的錨桿索難以有效控制圍巖變形。

（2）圍巖變形可根據劇烈程度劃分為急速增長階段、快速增長階段以及緩慢增長階段。在切眼形成的初期一定要加強支護，減少圍巖變形。

（3）通過高強錨桿+鋼筋網+錨索的聯合支護，切眼變形得到抑制，頂板、兩幫變形控制在200 mm 以內。