王志根，汪國(guó)安，本亞敏·哈里克

（1.山陰金海洋南陽(yáng)坡煤礦，山西 朔州 036000；2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)（北京） 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083）

0 引言

我國(guó)的煤炭、天然氣以及石油等資源的賦存情況決定了我國(guó)的一次能源消費(fèi)是以煤炭為主體地位，且這種資源利用格局在未來(lái)相當(dāng)長(zhǎng)的一段時(shí)間內(nèi)不會(huì)發(fā)生改變，安全高效開采煤炭資源與我國(guó)經(jīng)濟(jì)建設(shè)持續(xù)穩(wěn)定發(fā)展直接掛鉤。我國(guó)的特厚煤層已廣泛應(yīng)用綜采放頂煤的開采工藝進(jìn)行回采，開采強(qiáng)度不斷增加，采煤機(jī)、液壓支架以及刮板機(jī)等設(shè)備的體積也變得越來(lái)越大，工作面布置需要更大斷面的切眼。切眼是工作面進(jìn)行回采的起始地點(diǎn)，其斷面完整程度極大影響著采煤機(jī)、液壓支架等設(shè)備的安裝以及工作面的回采安全[1]。綜放大斷面切眼巷道不僅斷面大，且其頂部一般為松軟、變形量大且具有一定厚度的頂煤，支護(hù)難度較大，支護(hù)設(shè)計(jì)容易出現(xiàn)兩個(gè)問題：①支護(hù)強(qiáng)度達(dá)不到要求，出現(xiàn)冒頂事故；②支護(hù)強(qiáng)度過(guò)大，增加了支護(hù)成本、工人勞動(dòng)量的同時(shí)降低了采掘效率[2]。因此對(duì)綜放大斷面切眼的合理支護(hù)參數(shù)進(jìn)行研究和現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)踐驗(yàn)證具有重要的意義。

諸多專家學(xué)者針對(duì)綜放開采切眼支護(hù)技術(shù)開展了諸多有益研究。張向東等[3-4]利用FLAC3D 數(shù)值模擬、理論分析等方法對(duì)工作面大跨度的切眼巷道二次掘進(jìn)的支護(hù)技術(shù)進(jìn)行研究，最終確定了錨索網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)方案；陳冬冬等[5-6]在研究基本頂板結(jié)構(gòu)破斷規(guī)律的基礎(chǔ)上，提出了相應(yīng)支護(hù)方法；續(xù)云鵬[7]提出當(dāng)?shù)V井采掘中遇到切眼破碎頂板情況時(shí)，采用錨桿、錨索吊鋼梁的聯(lián)合支護(hù)方式，能加強(qiáng)對(duì)破碎巖層的支撐作用力；李曉博[8]通過(guò)數(shù)值模擬再現(xiàn)了支護(hù)條件切眼巷道分層圍巖變形特征，計(jì)算分析了控制頂板離層量的錨桿長(zhǎng)度和錨索數(shù)量的最優(yōu)參數(shù)，確定了協(xié)同支護(hù)方案；何杰等[9]對(duì)復(fù)雜地質(zhì)條件下大斷面切眼支護(hù)技術(shù)進(jìn)行探析，提出根據(jù)巷道的斷面尺寸，確定不同區(qū)域的支護(hù)方案；宋濤[10]針對(duì)支護(hù)設(shè)計(jì)及效果評(píng)價(jià)展開研究，采用現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)、頂板鉆孔探視等方法，得到的監(jiān)測(cè)結(jié)果和模擬效果經(jīng)過(guò)對(duì)比分析，驗(yàn)證支護(hù)方案的可行性。

山陰金海洋南陽(yáng)坡煤礦短壁綜放工作面切眼設(shè)計(jì)掘進(jìn)寬度8.8 m，掘進(jìn)高度3.3 m，切眼跨度和高度均較大，切眼維護(hù)較困難。本文結(jié)合上述研究，對(duì)南陽(yáng)坡煤礦短壁綜放工作面大斷面切眼的合理支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了研究，并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)化試驗(yàn)，設(shè)計(jì)的支護(hù)方案取得了良好的控制效果。

1 概況

南陽(yáng)坡煤礦短壁綜放工作面位于南陽(yáng)坡煤業(yè)4煤層采區(qū)東翼，工作面回采上限標(biāo)高為1 421.7 m，下限標(biāo)高為1 366 m。工作面東側(cè)與南側(cè)為井田邊界，西側(cè)為4 煤南翼輔運(yùn)巷，北側(cè)為采空區(qū)。短壁綜放工作面主采煤層為4 號(hào)煤，煤層內(nèi)含有0 ～3層夾矸，夾矸平均厚度為0.4 m，4 號(hào)煤平均厚度約為11 m，煤層平均傾角2°。4 號(hào)煤層上覆直接頂為3.5 m 泥巖，基本頂為2.93 m 砂質(zhì)泥巖，煤層下伏直接底為6.5 m 粉砂巖，柱狀圖如圖1 所示。

圖1 4 號(hào)煤層頂?shù)装鍘r性及其柱狀圖Fig.1 Roof and floor lithology of No.4 coal seam and its histogram

2 預(yù)應(yīng)力場(chǎng)數(shù)值模擬分析

2.1 數(shù)值模型的建立

針對(duì)大斷面切眼的支護(hù)難題，利用數(shù)值分析軟件FLAC3D 進(jìn)行計(jì)算、分析[11]。采用Drucker—Prager 屈服準(zhǔn)則以及摩爾—庫(kù)倫本構(gòu)模型，以xoy平面為水平面，鉛直方向取z 軸方向，并以z 軸正方向?yàn)檎?，模型各邊界均固支，為提升錨桿索預(yù)應(yīng)力場(chǎng)顯示效果及精度，對(duì)巷道圍巖錨固區(qū)進(jìn)行網(wǎng)格密化，數(shù)值模型如圖2 所示。

圖2 數(shù)值模型Fig.2 Numerical model

2.2 模擬支護(hù)方案的確定

根據(jù)巷道支護(hù)理論以及切眼周圍巖體的性質(zhì)等，設(shè)計(jì)了4 種不同的支護(hù)方案，各支護(hù)方案詳見表1，根據(jù)提出的支護(hù)方案，建立數(shù)值計(jì)算分析網(wǎng)格模型。

表1 4 種模擬支護(hù)方案Table 1 Four simulated support schemes

2.3 支護(hù)效果分析

巷道開挖前圍巖保持三向應(yīng)力狀態(tài)，由于開挖造成的影響，圍巖發(fā)生破碎，這種狀態(tài)也發(fā)生了相應(yīng)改變，為使巷道圍巖內(nèi)發(fā)生破裂的區(qū)域能夠產(chǎn)生一定的圍壓，使圍巖形成穩(wěn)定的承載結(jié)構(gòu)并充分發(fā)揮巖體的承載能力[12]，采用錨桿、錨索、網(wǎng)片等進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)，提供徑向約束力，阻礙巖體間的相對(duì)錯(cuò)動(dòng)與滑動(dòng)。且支護(hù)的阻力愈大，巖體的殘余強(qiáng)度愈大，破碎區(qū)域內(nèi)巖體能夠發(fā)揮的自身承載能力也愈大。

圖3 為4 種不同支護(hù)方案下的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)分布。從圖中可以看出，當(dāng)以方案三和方案四布置頂板錨桿和錨索時(shí)，能形成以0.2 MPa 為有效壓應(yīng)力邊界的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)，壓應(yīng)力疊加區(qū)域明顯，且能夠覆蓋整個(gè)頂板區(qū)域；當(dāng)以方案一布置頂板錨桿和錨索時(shí)，頂板預(yù)應(yīng)力場(chǎng)未能與巷幫預(yù)應(yīng)力場(chǎng)形成有效連接；當(dāng)以方案二布置頂板錨桿和錨索時(shí)，頂板預(yù)應(yīng)力場(chǎng)與巷幫預(yù)應(yīng)力場(chǎng)形成有效連接的程度要好于方案一，但煤巖體的壓應(yīng)力均衡程度以及應(yīng)力擴(kuò)散效果要弱于后兩種方案；比較方案三和方案四，隨著錨桿索根數(shù)增加，預(yù)應(yīng)力場(chǎng)應(yīng)力值相應(yīng)增大，但以方案三布置時(shí)足以形成有效壓應(yīng)力場(chǎng)，增加錨桿索對(duì)壓力值提升不大，且對(duì)壓應(yīng)力范圍擴(kuò)大不明顯，考慮到支護(hù)成本及錨桿預(yù)應(yīng)力場(chǎng)擴(kuò)散效果，方案三為切眼支護(hù)的最優(yōu)方案。

圖3 預(yù)應(yīng)力場(chǎng)分布Fig.3 Distribution of prestress field

3 切眼支護(hù)參數(shù)及支護(hù)強(qiáng)度校驗(yàn)

3.1 切眼支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)

根據(jù)上述數(shù)值模擬獲得的結(jié)果，設(shè)計(jì)短壁綜放工作面切眼處的支護(hù)方案。

采用錨桿（索、網(wǎng)） +W 鋼帶聯(lián)合支護(hù)，頂板錨索采用φ17.8 mm×11 000 mm 鋼絞線（錨索長(zhǎng)度可根據(jù)頂煤厚度進(jìn)行增加或減少，需保證深入穩(wěn)定巖層不小于1 500 mm），間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨索與W 鋼帶配套使用，W 鋼帶采用3 500 mm×300 mm×3 mm、2 250 mm×300 mm×3 mm 兩種規(guī)格。頂板采用11 根左旋螺紋鋼錨桿，與金屬菱形網(wǎng)配套使用，錨桿規(guī)格為φ20 mm×2 400 mm，間排距800 mm×800 mm。

切眼巷掘進(jìn)分兩次斷面掘進(jìn)，導(dǎo)硐施工時(shí)老塘側(cè)每排布置2 根φ18 mm×2 000 mm 的左旋螺紋鋼錨桿，間排距為1 200 mm×1 000 mm，配套使用菱形網(wǎng)；另一幫采用玻璃鋼錨桿，并與塑料網(wǎng)配套使用。切眼刷擴(kuò)后及時(shí)在距煤壁側(cè)4 500 mm 位置順切眼方向支設(shè)1 排DW3 500 mm 單體支柱，單體間距1 000 mm，采用1 350 mm×150 mm×150 mm 方木作為單體支柱橫梁，采用200 mm×200 mm×300 mm 方木單體支柱穿鞋。刷擴(kuò)側(cè)幫部每排布置2 根玻璃鋼，與塑料網(wǎng)片配套使用，錨桿的規(guī)格為φ18 mm×2 000 mm，間排距1 200 mm×1 000 mm。

切眼支護(hù)斷面如圖4 所示。

圖4 切眼支護(hù)斷面示意Fig.4 Section diagram of open-off cut support

3.2 切眼支護(hù)強(qiáng)度校核

大斷面切眼巷道內(nèi)支護(hù)強(qiáng)度不夠，容易造成片幫、冒頂事故，需對(duì)支護(hù)強(qiáng)度進(jìn)行校核。

3.2.1 錨桿支護(hù)參數(shù)校核

（1） 根據(jù)懸吊原理等，錨桿的總長(zhǎng)度L需要滿足以下條件：

式中：L1為錨桿外露長(zhǎng)度，取0.05 m；L2為錨桿有效長(zhǎng)度，此處可取免壓拱高度b，m；L3為錨桿能夠錨入巖層內(nèi)的深度，取0.35 m。

普氏免壓拱高：

煤幫松弛破碎深度（松動(dòng)圈）：

式中：H為切眼巷道的高度，取3.3 m；B為切眼巷道的寬度，取8.7 m；f頂為普氏系數(shù)，此處為頂部巖石，取3.2；ω幫為內(nèi)摩擦角，此處為兩幫圍巖，取40.13°。

依據(jù)上述公式計(jì)算得出：

2 400 mm≥頂錨桿長(zhǎng)度L頂≥2 239 mm，2 000 mm≥幫錨桿長(zhǎng)度L幫≥1 934 mm。

因此設(shè)計(jì)的頂錨桿及幫錨桿的長(zhǎng)度均能滿足設(shè)計(jì)要求。

（2） 錨桿的間、排距校核：

式中：a為錨桿的間、排距；G為每根錨桿所能夠懸吊的巖體重量，取70 kN；γ 為巖體容重，取14.5 kN/m3。

錨桿的錨固力Q需大于G的重量，另外取一安全系數(shù)K=1.5，即KG＜Q，由此可得：a＜(Q/KγL2)1/2。

計(jì)算得a＜1.75 m。頂錨桿間排距800 mm×800 mm，滿足支護(hù)要求。

3.2.2 錨索支護(hù)參數(shù)校核

（1） 錨索總長(zhǎng)度L校核。

式中：La為錨索能夠錨固到的較穩(wěn)定巖層內(nèi)的長(zhǎng)度，m。

式中：K1為安全系數(shù)，取2；d1為錨索的直徑，取17.8 mm；fa為錨索的抗拉強(qiáng)度，取1 860 N/mm2；fc為錨索與錨固劑之間的粘合強(qiáng)度，取4 N/mm2。計(jì)算得La≥4 138 mm，所以La取4.2 m。

Lb為不穩(wěn)定巖層的厚度，考慮到切眼巷道處頂煤留設(shè)的厚度較大，Lb一般取錨桿長(zhǎng)度，但從安全角度出發(fā)，Lb的取值要相應(yīng)增大，取6 m；Lc為錨具+托盤厚度，取0.05 m；Ld為外露張拉長(zhǎng)度，取0.2 m。

則錨索長(zhǎng)度≥9.45 m，取10 m。設(shè)計(jì)的頂錨索長(zhǎng)度11.0 m，也滿足使用要求。

（2） 錨索排距L校核。

式中：n為錨索排數(shù)，取1（按照最少取）；F2為錨索極限承載力，取300 kN；B、H分別是巷道的最大冒落寬度及高度，分別取8.7 m、2.4 m；γ 為容重，取14.5 kN/m3；F1為錨桿錨固力，取70 kN；θ為角錨桿與巷道頂板的夾角，取90°；b為錨桿排距，取0.8 m。

計(jì)算得2.35 m ≤L≤1.6 m，所以設(shè)計(jì)的錨索排距校驗(yàn)合格。

4 切眼巷道現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)

為及時(shí)了解切眼巷道支護(hù)后的控制效果，為日后進(jìn)一步對(duì)支護(hù)方案做出改進(jìn)和優(yōu)化，在工作面布置的過(guò)程中，對(duì)頂板離層的狀況以及圍巖表面的位移情況進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)、記錄。

4.1 頂板離層監(jiān)測(cè)及結(jié)果分析

（1） 監(jiān)測(cè)方法。

監(jiān)測(cè)設(shè)備選擇數(shù)顯型頂板離層儀，對(duì)該大斷面切眼巷道的頂板離層情況進(jìn)行觀測(cè)。對(duì)離層儀進(jìn)行安裝時(shí)，首先安裝深基點(diǎn)到鉆孔的底部位置，然后再安裝淺基點(diǎn)到鉆孔的淺部位置，考慮到工作面長(zhǎng)度較小，在切眼巷道每隔18 m 安裝一臺(tái)數(shù)顯型頂板離層儀，并派專人每天觀測(cè)、記錄一次。頂板離層儀如圖5 所示。

圖5 礦用頂板離層儀示意Fig.5 Mine roof separation instrument schematic diagram

（2） 監(jiān)測(cè)結(jié)果分析。

統(tǒng)計(jì)的頂板離層情況如圖6 所示。

圖6 頂板離層變化曲線Fig.6 Change curve of roof abscission layer

監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：在監(jiān)測(cè)時(shí)間內(nèi)，淺部、深部基點(diǎn)離層量分別約為9 mm 和12 mm，總離層量約為21 mm，總體來(lái)看，頂板的離層量是較小的。因此，針對(duì)該大斷面切眼巷道制定的支護(hù)方案，對(duì)頂板的離層控制取得了良好的效果。

4.2 巷道表面位移監(jiān)測(cè)及結(jié)果分析

（1） 監(jiān)測(cè)方法。

采用“十”字布點(diǎn)法，分別在切眼巷道的頂板、底板、老塘側(cè)以及煤壁側(cè)的中央處設(shè)置測(cè)點(diǎn)，利用卷尺分別測(cè)量巷道頂?shù)装鍍蓭蜏y(cè)點(diǎn)之間位移的具體數(shù)值，測(cè)量精度要求達(dá)到1 mm，在切眼巷道每隔18 m 設(shè)置一組觀測(cè)測(cè)站（共2 組），每天觀測(cè)一次。

（2） 監(jiān)測(cè)結(jié)果分析。

巷道表面位移監(jiān)測(cè)曲線如圖7 所示。

圖7 巷道表面位移監(jiān)測(cè)曲線Fig.7 Monitoring curve of roadway surface displacement

由圖7 可知，切眼巷道斷面發(fā)生變形主要集中在前25 d，在25～45 d 內(nèi)，巷道變形量仍然增加，但變形速率明顯降低；在觀測(cè)的45 d 時(shí)間內(nèi)，巷道頂板下沉量約為140 mm，煤壁側(cè)巷道變形量約為105 mm，老塘側(cè)巷道變形量約為98 mm。兩幫移近量小于頂板下沉位移量，巷道斷面收斂率總體較小，整體變形仍在允許范圍內(nèi)，切眼巷道整個(gè)斷面得到了比較有效的控制。

5 結(jié)論

（1） 利用數(shù)值模擬軟件FLAC3D 對(duì)設(shè)計(jì)的4個(gè)切眼支護(hù)方案進(jìn)行模擬計(jì)算，分析比較各個(gè)方案下的預(yù)應(yīng)力場(chǎng)情況，從支護(hù)效果和支護(hù)成本等方面綜合確定了控制該切眼巷道圍巖穩(wěn)定性的最優(yōu)支護(hù)方案。

（2） 對(duì)設(shè)計(jì)方案的支護(hù)強(qiáng)度進(jìn)行校核，通過(guò)計(jì)算得到錨桿索長(zhǎng)度以及間排距均滿足設(shè)計(jì)要求。

（3） 現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果表明，應(yīng)用最終支護(hù)方案的巷道在開挖后巷道頂板、煤壁側(cè)及老塘側(cè)的位移變形量均較小，頂板離層量也很小，圍巖能夠得到有效控制，并一直處于良好的穩(wěn)定狀態(tài)。

（4） 實(shí)踐證明，支護(hù)方案取得了良好的支護(hù)效果，在避免過(guò)度支護(hù)、降低生產(chǎn)成本的同時(shí)，降低了工人的勞動(dòng)強(qiáng)度，提高了掘進(jìn)效率。