綜放工作面大跨距切眼支護技術(shù)研究

梁欣欣

（霍州煤電集團呂臨能化有限公司龐龐塔煤礦，山西 臨縣 033200）

近年來隨著煤礦開采向著機械化智能化發(fā)展以及綜放開采的普及，采煤機、液壓支架等采煤機械也日益大型化。為滿足采煤工作面大型設(shè)備安裝的需求，切眼斷面尺寸不斷增大，切眼跨距甚至達到10 m以上［1-3］。對于綜放工作面開采，隨著切眼斷面的增大加上切眼是煤層巷道，增加了巷道圍巖的擾動深度，降低了圍巖本身的強度和自穩(wěn)能力，其礦山壓力顯現(xiàn)愈加強烈［4-5］，導致一般支護難以有效控制圍巖變形破壞而造成冒頂事故的發(fā)生，影響工作面的正常回采甚至對井下人員及設(shè)備造成巨大生命財產(chǎn)損失。因此，大跨距切眼支護技術(shù)的研究對煤礦安全開采具有十分重要的意義。

1 工程概況

龐龐塔礦9-301 工作面開采2#煤層。2#煤層平均厚度為7.5 m，煤層平均傾角4.6°，采用綜合機械化放頂煤開采工藝，其中機采高度為3 m，放煤高度為4.5 m，采放比為1∶1.5。工作面傾斜寬度為190 m，由于受斷層影響走向長度設(shè)計為950 m。該工作面2#煤層偽頂為0.4 m厚的炭質(zhì)泥巖，直接頂巖性為細砂巖，厚度約為3.1 m，老頂為16 m粗砂巖，直接底為粉砂巖，厚約4.2 m。

9-301 工作面切眼沿頂板掘進。切眼斷面形狀為矩形，切眼寬度為8.7 m，高度為3.3 m。工作面切眼跨距大、煤層強度低、頂板巖層松軟破碎，且該礦區(qū)地應(yīng)力復雜，導致該工作面切眼支護存在一定難度。

2 理論分析

切眼跨距是影響切眼頂板穩(wěn)定性的重要因素，為研究切眼跨距與頂板穩(wěn)定性的關(guān)系，建立理論模型進行計算。切眼長度可視為無限長，由于頂板是層狀，根據(jù)彈性力學相關(guān)知識可知，頂板處于平面應(yīng)變狀態(tài)。在切眼長度方向取單位長度建立如圖1中的兩端固支理論模型。圖中h為頂板厚度，m；a為切眼跨距，m；模型x、y、z方向的位移分別用u、w、v表示；板的上部均布載荷為qy，Pa；兩端縱向壓力為Fx，Pa。

圖1 切眼頂板兩端固支模型

qy與Fx做功之和：

式中：Wx與Wy分別為橫、縱向載荷做的功，J。

設(shè)頂板撓度為w，則微元體彈性能dWx為：

假設(shè)P=-Fx，對式（2）進行積分得：

板的變形能U為：

根據(jù)彈性力學理論知：

結(jié)合彈性力學平面應(yīng)變模型的邊界條件，將式（6）代入（5）得：

由W=U得：

將A帶入w得：

式（11）中當分母趨于0 時頂板撓度趨于無限大，此時的應(yīng)力稱為臨界應(yīng)力，可知兩端固支頂板臨界應(yīng)力為：

由式（12）可知切眼頂板臨界應(yīng)力與頂板厚度h的二次方成正比關(guān)系，與切眼跨距a的二次方成反比關(guān)系。隨著巷道跨距的增大，巷道頂板下沉破壞的臨界應(yīng)力越小，巷道越容易下沉變形。因此，對于龐龐塔礦8.7 m的大跨距切眼，需采用合理的支護方案來控制頂板下沉破壞。

3 數(shù)值模擬

建立FLAC3D數(shù)值模型，模型尺寸為30 m×20 m×41.5 m(長×寬×高)，模型底部及兩側(cè)邊界固定，本構(gòu)關(guān)系為摩爾-庫侖模型。工作面平均埋深H 約為500 m，巖層平均密度ρ取2 700 kg/m3，重力加速度g取9.8 m/s2，模型上方施加的均布載荷為qy=ρgH=13.23 MPa，模擬分析不同切眼寬度下圍巖應(yīng)力場及塑性區(qū)分布規(guī)律。數(shù)值模擬煤層及頂?shù)装逦锢砹W參數(shù)見表1。表2 為數(shù)值模擬方案（說明：取切眼高度3.5 m進行數(shù)值模擬劃分網(wǎng)格比較方便）。不同寬度下巷道圍巖塑性區(qū)和垂直應(yīng)力分布云圖見圖2、圖3。

表1 數(shù)值模擬參數(shù)

表2 不同寬度模擬方案

圖2 不同寬度切眼圍巖塑性區(qū)分布

圖3 不同寬度切眼垂直應(yīng)力分布情況

從圖2 與圖3 可以看出：

1）隨著切眼寬度的增加，兩幫塑性區(qū)深度基本都在2 m左右，但塑性區(qū)范圍有所增大；隨著切眼寬度的增加，頂板塑性區(qū)深度和面積都明顯增大，其中塑性區(qū)深度由寬度為8 m時的4.5 m增加到寬度為10 m時的5.5 m。由此可見頂板破壞范圍受切眼寬度的影響嚴重。

2）巷道開挖后頂?shù)装宕怪睉?yīng)力明顯低于原巖引力，且頂?shù)装逯写怪睉?yīng)力較低區(qū)域隨著切眼寬度的增加不斷增加，說明隨著切眼寬度的增加，巷道頂板淺部圍巖松散離層區(qū)域加大。

4 支護設(shè)計

9-301 工作面切眼施工順序為： 先施工寬4 m的導硐進行貫通，然后再在導硐的左側(cè)進行擴幫作業(yè)，擴幫寬度為4.7 m，最終達到切眼斷面要求。針對龐龐塔礦工作面大跨距切眼圍巖支護難題，對工作面切眼進行支護設(shè)計。切眼斷面支護見圖4。

圖4 切眼支護斷面

切眼采用錨網(wǎng)索噴聯(lián)合支護，支護形式與支護參數(shù)如下：

1）導硐支護

頂板： 每排布置6 根22#-M24-2500HRB500 號螺紋鋼錨桿，間排距為700 mm×1 000 mm，兩端錨桿與水平方向夾角為75°，每排錨桿之間用長4 700 mm的圓鋼鋼帶連接； 錨索選用Φ22 mm鋼絞線錨索，長度8 300 mm，每排布置兩根錨索，間排距為1 800 mm×2 000 mm，錨索布置在兩排頂錨桿之間，均垂直與頂板。頂板鋪設(shè)一層規(guī)格為4 500 mm×1 000 mm的鋼筋網(wǎng)，頂板破碎時鋪設(shè)雙層網(wǎng)，一層鋼筋網(wǎng)，一層塑鋼網(wǎng)，塑鋼網(wǎng)在上，鋼筋網(wǎng)在下。

幫部：擴幫側(cè)使用Ф27 mm×2 400 mm玻璃鋼錨桿，錨桿間排距均為900 mm×1 000 mm；老唐側(cè)使用Ф20 mm×2 300 mm螺紋鋼端頭錨桿，錨桿間排距均為900 mm×1 000 mm，兩幫上下側(cè)錨桿與水平方向夾角均為30°，其余錨桿垂直與兩幫。

2）擴幫支護

頂板：22#-M24-2500HRB500 號螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為900 mm×1 000 mm，每排布置6 根，每排錨桿之間用長4 700 mm的圓鋼鋼帶連接，兩端錨桿與水平方向夾角為75°；錨索選用Φ22 mm鋼絞線錨索，長8 300 mm，每排布置3 根錨索，錨索間排距為1 800 mm×2 000 mm，左右側(cè)錨索與水平方向夾角為75°，錨索布置在兩排頂錨桿之間。頂板鋼筋網(wǎng)規(guī)格與導洞相同。

幫部：幫部與導硐擴幫側(cè)支護相同。

5 工程監(jiān)測

在切眼中每隔40 m布置一個監(jiān)測站，共布置5個測站，采用十字布點法和激光測距儀對切眼表面位移進行為期30 天的監(jiān)測。觀測結(jié)果見圖5。

圖5 表面位移觀測結(jié)果

從圖5 可以看出，巷道開挖后頂?shù)装逡平吭谇?5 天增加較大，15 天后頂?shù)装逡平炕沮呌诜€(wěn)定值，5 個測站頂?shù)装逡平炕驹?00 mm上下浮動，最大值不超過120 mm，最小值不低于80 mm；5 個測站兩幫移近量最大不超過90 mm，最大變形量基本在80 mm左右，在巷道開掘完畢后的前12 天兩幫移近量不斷增加，12 天后趨于穩(wěn)定。

監(jiān)測結(jié)果表明所設(shè)計的龐龐塔礦9-301 工作面大跨距切眼支護方案的支護效果是理想的，達到了預期效果，有效地控制了切眼圍巖變形。

6 結(jié)語

1）建立工作面切眼頂板兩端固支模型，分析得出頂板臨界應(yīng)力與切眼跨距a的二次方成反比關(guān)系，與頂板厚度h的二次方成正比關(guān)系。

2）通過數(shù)值模擬得出工作面切眼頂板塑性區(qū)深度與面積隨切眼跨距的增加明顯增大，兩幫塑性區(qū)變化不明顯；頂板垂直應(yīng)力較低區(qū)域隨著切眼跨距的增加不斷增加，表明頂板淺部圍巖松散離層區(qū)域加大。

3）針對龐龐塔礦9-301 工作面大跨距切眼圍巖支護難題，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護技術(shù)進行圍巖控制，在現(xiàn)場試驗中取得了較好的控制效果。