断面切眼支护参数优化及矿压监测

王晋茂

（山西高平科兴牛山煤业有限公司， 山西 高平 048400）

引言

切眼为综采工作面开采时安装采煤设备的场所，而且还为综采设备的回撤提供通道。因此，工作面切眼的安全性和稳定性在一定程度上影响其回采效率和设备的安全性。近年来，随着开采技术的不断提升，工作面普遍采用大采高开采方案，对应的切眼较大，继而对保证断面切眼安全性和可靠性的方案提出了更高的要求。

目前，针对断面切眼的支护设计主要以工程类比法为主，由于在实际支护中存在强度不足导致出现冒顶事故以及支护强度过大采空区悬顶等问题。因此，选根据工作面实际情况合理设计断面切眼的支护方式，在提高生产效率的同时，还可降低支护成本[1]。本文着重对牛山煤业9 号煤层开切眼的支护参数进行优化，并对优化后工作面矿压进行监测。具体阐述如下：

1 工程概况

牛山煤业有限公司含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s）。山西组平均厚 52.69 m，含煤层 1、2、3 号共 3 层，其中 3 号煤层为可采煤层，煤层平均总厚6.06 m，含煤系数11.50%，可采煤层总厚5.87 m，可采含煤系数11.14%。太原组平均厚 95.99 m，含煤层 5、6、7、8-1、8-2、9、11、12、13、15 号共 10 层，其中 9、15 号煤层为可采煤层，其余煤层均不可采或见零星可采点。煤层平均总厚6.34 m，含煤系数6.60%；可采煤层总厚5.89 m，可采含煤系数6.19%。本文以太原组中的9号煤层为例开展研究。9 号煤层的顶底板情况如表1所示。

经对9 号煤层所属工作面的支护情况进行现场调查研究，并结合现场工程技术人员的口述，将其支护中错存在的问题总结如下：

表1 9 号煤层顶底板情况

1）锚杆预紧力矩太小，支护效果差，锚杆支护潜力远远没有发挥出来；

2）该矿原设计中，锚杆的安装均是使用风动锚杆钻机，而据资料表明，目前市场上风动锚杆钻机的最大扭矩为130 N·m，无法达到预期的150～200 N·m；

3）9 号煤顶板层状特别明显，且锚杆打设是垂直于水平方向，锚杆将层状顶板组合成“组合梁”的“销钉”作用不明显。因此，应将锚杆垂直于巷道顶板打设，才能使锚杆起到更好的加固顶板的作用；

4）巷道顶板存在一层较硬的砂质岩层，岩层强度较高，锚杆锚索施工速度较慢，工作面接替紧张局面越来越明显[2]。

2 支护参数的优化

2.1 工程类比法对支护参数进行优化

针对断面切眼支护参数的优化可采用工程类比法和数值模拟分析实现。其中，工程类比法为根据地质、煤层等条件相似煤矿切眼的支护参数对9 号煤层断面切眼的支护参数进行优化。在前期收集并调研的基础上，可依据柠条塔煤矿、上湾煤矿以及石圪台煤矿的支护参数对牛业煤矿9 号断面切眼支护进行优化，上述煤矿断面切眼的支护参数如下页表2所示。

结合9 号煤层断面切眼的地质条件，其与上述三个煤矿的相比具有断面切眼大且在顶板留有一定厚度的顶煤其对应的围岩条件较差；此外，9 号煤层断面切眼高度均大于上述三个煤矿，应加强对其两帮进行支护。

表2 各煤矿断面切眼支护对比

2.2 基于数值模拟对支护参数进行优化

结合2.1 中对类似工程支护参数进行分析的基础上，本节基于数值模拟软件对初步设计的支护参数进行具体确定[3]。根据9 号煤层断面切眼的实际形状参数建立宽度为10 m，高度为5 m 的矩形断面模型，如图1 所示：

图1 9 号煤层断面切眼FLAC 模型

根据实际段断面切眼岩层条件对模型中的力学参数进行设置，并根据上述工程类比结果对初步拟定的阐述支护参数的支护效果进行仿真分析。鉴于偏于原因，本文不对仿真过程进行具体，仅列出9 号煤层工作面的断面切眼的最优支护参数：

2.2.1 顶板支护

1）所选用锚杆类型为左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆直径为20 mm，锚杆长度为2 000 mm，锚杆间距为950 mm，锚杆排间距为1 200 mm，预紧力不小于200 N·m；在锚杆支护的基础上采用直径为6 mm 的钢筋对其进行辅助支护，所铺设钢筋的长度为2 200 mm，宽度为1 300 mm；相邻钢筋搭接长度为100 mm。

2）所选用锚索直径为17.8 mm，长度为6 300 mm，锚索间距为2 200 mm，锚索排间距为2 400 mm；要求锚索预紧力应≥150 kN。

2.2.2 两帮支护

所选用锚杆类型为左旋螺纹钢高强锚杆，锚杆直径为20 mm，锚杆长度为2 000 mm，锚杆间距为1 000 mm，锚杆排间距为1 200 mm，预紧力不小于150 N·m；在锚杆支护的基础上采用直径为6 mm 的钢筋对其进行辅助支护，所铺设钢筋的长度为2 200 mm，宽度为1 300 mm；相邻钢筋搭接长度为100 mm。

9 号煤层断面切眼的支护效果图如图2 所示。

3 断面切眼支护矿压监测

为验证上述支护参数对9 号煤层切眼断面的支护效果，本工程将对支护后工作面的顶板离层量、深部位移进行监测。

3.1 顶板离层监测

为准确获取断面切眼支护效果，采用顶板离层仪对顶板离层量进行监测。经监测可知，断面切牙工作面顶板的平均移近量为37 mm，两帮的平均移近量为9.6 mm。与原支护方案相比顶板和两帮围岩的位移量明显减小。

图2 9 号煤层断面切眼支护示意图（单位：mm）

3.2 深部位移监测

巷道围岩深部位移观测采用深基点位移计进行观测，每个测面安设1 个深基点位移计，5 d 观测一次[5]。

图3 深部位移监测结果

如图3 所示，断面切眼顶板位移量主要集中在0～3 m 的范围内，且在6～10 m 范围内岩层连续且同时发生变化。

4 结语

切眼为综采工作面生产开采时安装综采设备的场所，其安全性和稳定性将直接决定工作面的生产效率和安全性。9 号煤层断面切眼在现支护参数下存在支护强度低、锚杆预紧力不满足要求以及现场施工效率低的问题。为此，本基于工程类比法和数值模拟分析的方法对支护参数进行综合优化确定，且支护后顶板的平均位移量为37 mm，两帮的平均位移量为9.6 mm，且支护后工作面的顶板位移处于连续且同时变化。