潘伟明

（神华乌海能源利民煤焦有限公司，内蒙古自治区鄂尔多斯市，016100）

 摘  要  针对大采高综采工作面大断面切眼支护难题，以利民煤矿16#煤层首采工作面为工程背景，根据顶板岩层结构观测结果，提出了高强度初始支护方案，并运用FLAC3D数值模拟软件对支护效果进行预测分析，证明了设计方案的可行性。现场实测表明，提出的支护方案能够有效控制巷道围岩变形，支护效果良好，并根据观测结果对部分区域支护方案进行了优化。

关键词  大采高工作面  大断面切眼切眼支护  数值模拟 中图分类号  TD353 

 随着煤矿高产高效工作面的持续推进和机械化程度的进一步提高，特别是采用大采高开采以来，工作面设备日趋大型化，工作面开切眼跨度也不断增大，部分工作面切眼宽度增大至9～10 m，加大了支护维护难度，超大断面切眼的支护问题成为目前煤矿安全领域的重要难题。本文在前人研究的基础上，选取利民煤矿16#煤层大采高首采工作面切眼为工程对象，根据顶板岩层结构观测结果，提出了高强度初始支护方案，并数值模拟了该方案下切眼围岩变形情况，并根据切眼支护质量监测结果对部分区域支护方案进行了优化，最终取得了工业性试验成功。

1  工程概况

 利民煤矿16#煤层1603工作面为首采工作面，埋深327～334 m，煤层平均厚度6.04 m，为近水平煤层，工作面倾向长240 m，采用大采高综采开采方式。1603工作面开切眼为矩形断面，设计切眼尺寸9.0 m×4.0 m（宽×高）。16#煤层厚度变异系数为26%，结构复杂，一般含3～4层夹矸，伪顶为1.9 m厚的砂质泥岩，直接顶板为细粒砂岩，属软弱～坚硬岩类，厚度4. 36 m;老顶为砂质泥岩，厚度14.12 m，抗压强度为27.6～71.5 M Pa，属半坚硬岩类；直接底为1.95 m厚细粒砂岩；本区煤层顶底板岩石的力学强度较低，以半坚硬岩石为主，岩石质量指标(RQD)中等。

2大断面切眼支护初始方案设计

2.1  顶板岩层结构观测

 岩体中存在许多不连续结构面，控制着岩体变形、破坏及其力学性质，而且岩体结构对力学性质的控制作用远远大于其本身性质的控制作用。为准确研究岩体的变形和力学性质，对16#煤层切眼附近顶板进行了现场钻孔窥视。窥视结果显示，9m范围内顶板基本稳定，破碎位置分布在1.0～1.4 m、6.6～8.4 m孔深位置的岩层交互带和砂质泥岩层。设计顶锚杆长度2.4 m，处于完整岩石段的长度为1.0 m，可将顶锚杆锚固在坚硬顶板内，设计的锚索长度6.3 m或9.3 m，以避开较为软弱的砂质泥岩层。

2.2  支护方案设计

 (1)基本支护技术方案设计。切眼全断面锚杆共布置18根。顶板选用D22 mm×2400 mm的等强杆体的高强度无纵筋左旋螺纹钢锚杆，顶锚杆间排距900 mm，锚固力设计为60 k N/根，选用1支K2335快速、1支22360中速树脂锚固剂。

 切眼后帮选用020 mm×2200 mm的等强杆体的高强度无纵筋左旋螺纹钢锚杆，工作面侧帮（前帮）选用移20 mm×2000 mm的玻璃钢锚杆，帮锚杆间距1050 mm，排距900 mm，每排布置4根锚杆，帮锚杆设计锚固力为50 k N/根，帮部选用1支22380锚固剂。

 切眼顶板及切眼后帮均选用W钢带配合菱形金属网（顶板围岩状况较差时可用钢筋网代替）加强支护。W钢带厚度为3 mm，宽度为250 mm，长度为3300 mm。菱形金属网由10#铁丝编织而成，网孔规格为50 mm×50 mm，网片尺寸为4.8 m×1.0 m或4.3 m×1.0 m。切眼前帮主要采用玻璃钢锚杆配合木托板支护，木托板规格为500 mm×300 mm×50 mm。

 (2)顶板加强支护方案。大断面切眼顶板加强支护采用小孔径锚索加强支护。锚索每排布置5根，锚索间距2.0 m，排距2.7 m。锚索规格为017.8 mm×6300 mm的预应力钢铰线，外露长度为300 mm。每根锚索用1支K2335、2支22360锚固剂，有效锚固长度1. 65 m，张拉力均不低于120 k N。

3  支护方案数值模拟研究

3.1  模型建立

 运用FLAC3D数值模拟软件，建立数值计算模型，模型尺寸为300 m×150 m×2 m(x×y×z)。模型x和z方向分别在边界上限制水平，y方向上固定底边界，上边界为自由面，模型网格划分采用四面体单元，网格划分的原则是越靠近16#煤层的各岩层网格划分越密。模型选用莫尔一库仑本构模型，煤、岩层的物理力学参数如表1所示。

3.2  结果分析

 通过模拟试验可以直观了解设计支护条件下大断面切眼围岩的变形和应力分布状态，从而检验支护设计方案是否合理可行。现有支护方案下，模拟试验结果表明切眼顶底板和两底角处出现小范围的高应力集中，其中水平应力峰值约为24 M Pa，两帮垂直应力峰值约为3 MPa;切眼顶板最大下沉量为47 mm，底板最大位移量为65 mm，切眼两帮最大移近量79 mm。

 大断面切眼跨度大，掘出后顶板煤岩体更容易沿着破裂煤岩体裂隙等弱面滑动产生变形，锚杆可以对围岩裂隙弱面的滑动起到控制作用，锚索在深部更稳定围岩悬吊及轴向力加压作用，可提高围岩整体的稳定性。模拟结果的围岩应力分布表明，本支护方案很好地改变了围岩的力学性质，增强了围岩的粘结力，并有效地抑制了切眼扩容现象的发生，使切眼围岩应力分布更加合理，而锚索对顶板的悬吊作用可较好控制巷道顶板离层的发生，由此可知本支护设计方案是合理可行的，可应用于切眼支护工程实践。

4切眼围岩支护效果监测及优化

4.1  切眼支护效果监测

 评价切眼稳定性的重要指标包括顶板最大下沉量和下沉稳定时间，切眼掘进后，在不同位置设置了顶板下沉量观测测站，以监测切眼顶板下沉量，切眼掘进20 m后安装了锚杆、锚索受力监测仪器，以监测锚杆、锚索受力变化。随切眼掘进，共在切眼开始掘进处、掘进20 m、40 m、60 m和80 m处布置了5个测站。切眼顶板下沉量监测结果如图1所示。

 切眼开口处顶板最大下沉量约为35 mm，下沉稳定时间为8 d；距开口20 m处、40 m处、60m处顶板最大下沉量分别为45 mm、46 mm和44mm，下沉稳定时间都为12 d；距开口80 m处监测时间短，监测的初始下沉值为43 mm，未有明显上升趋势。整体来看，切眼顶板下沉量未超过50 mm，顶板围岩基本完整，下沉稳定时间小于12 d，顶板受掘进采动影响周期短。

 图2为切眼内锚杆、锚索荷载监测曲线，监测对象为切眼中部顶板3根锚杆和1根锚索的受力，监测的锚杆荷载基本无明显增加情况，锚索荷载有一定增加，但增加幅度不明显，说明现有支护方案可阻止顶板离层和下沉，支护方案有效。

4.2  支护方案优化

 影响大断面切眼支护效果的因素除掘进工艺外，还包括围岩地质结构和巷道支护质量。如切眼遇软弱构造带，受构造应力作用，围岩内生裂隙较多，造成顶板和两帮较为破碎，影响切眼围岩完整性，要求初始支护方案应适当加强。由于工人安装操作不当，也会导致初始锚固力不合格问题，造成支护构件不能正常发挥效用，因此，对1603工作面切眼支护进行了优化。

 (1)掘进期间，根据顶板情况实施两级顶板管理，正常顶板采用初始支护方案，地质异常区域采用加强支护方案，如切眼掘进至45 m时，遇变坡段，倾向角度增大至130，此区域顶板较为破碎，锚索长度增大至9.3 m，其它参数不变，以增加对顶板深部离层的控制。

 (2)现场实际施工过程中，采用锚杆无损检测仪对切眼内锚杆轴向受力和锚固段长度进行了检测，检测结果表明部分锚杆的轴向力偏小，说明锚杆预紧力不达标。高预应力是巷道支护系统的要素之一，要求预紧力应达到锚杆屈服强度的30%～50%，设计要求锚杆的预紧力矩应达到300 N．m，因此，后期施工应加强支护预紧力管理，在不增加成本的情况下，提高现有支护方案的效能。

5结论

 (1)根据煤层赋存条件，提出了高强度大断面切眼支护方案，并采用数值  模拟手段，对该方案下切眼围岩应力分布及变形特征进行了研究，证明了设计方案的可行性。

 (2)通过现场实测表明，提出的支护方案能够有效控制巷道围岩变形，支护效果良好，满足施工要求，并根据地质条件，对部分区域支护方案进行了优化。

 (3)根据地质条件，提出初始支护方案，结合前期数值模拟和施工中的动态监测，对大断面切眼支护方案进行设计优化是可供借鉴的可行方法。