胡底煤矿大断面开切眼围岩控制技术研究

2022-09-14茹武伟

山东煤炭科技 2022年8期

茹武伟

（山西晋能控股集团沁水胡底煤业有限公司，山西晋城 048214）

1 工程概况

胡底煤业1309 工作面开采3#煤层，平均埋深450 m，煤层均厚5.54 m，倾角为1°～9°，煤层整体结构较简单。煤层直接顶为黑灰色砂质泥岩，平均厚度为2.85 m；基本顶为黑色中粒砂岩，平均厚度为4.74 m；底板为泥岩，平均厚度为1.65 m。

1309 工作面切眼沿3#煤层顶板掘进，设计为矩形断面,宽度7200 mm，高度3100 mm，净断面22.2 m2，毛断面23.56 m2。切眼掘进采用分次成巷的作业方式，即先导硐施工非开采侧，后刷大施工开采侧。导硐断面为毛宽5.4 m，毛高3.1 m；刷大断面为毛宽1.8 m，毛高3.1 m。为保证1309 工作面切眼大断面巷道围岩的稳定性，需对其围岩控制及支护技术展开研究[1-5]。

2 切眼支护设计

2.1 切眼导硐支护

（1）顶板支护采用“锚网+锚索+钢筋梯”组合支护。

顶锚杆采用螺纹钢树脂锚杆加挂菱形网进行支护，锚杆为矩形布置，间排距为800 mm×1000 mm，每排7 根，靠非开采侧巷帮0.2 m 开始布置，采用2 支锚固剂，锚固长度为1208 mm，保证锚杆锚固力不小于190 kN，预紧力矩不小于400 N·m。煤柱帮靠边的顶锚杆与法线成15°夹角，其余锚杆垂直顶板施工，顶部加挂钢筋梯和金属菱形网。

顶锚索布置方式：顶锚索采用Φ22 mm、长度7300 mm 的锚索，采用3 支锚固剂，锚固长度为1971 mm，保证锚索预拉力不小于270 kN，初次张拉时压力表必须达到300 kN。每排布置2 根，间排距为2000 mm×2000 mm。

（2）帮部支护

巷道主帮采用玻璃钢锚杆加挂塑料网进行支护，锚杆间排距为2000 mm×1000 mm，每排2 根，起锚高度为700 mm，最上排锚杆距顶板不大于500 mm，采用2 支树脂锚固剂，锚杆锚固长度为1208 mm，预紧力矩不小于60 N·m。靠近顶底板锚杆施工角度与水平成10°角，其余锚杆施工角度与巷帮垂直。

巷道副帮支护采用螺纹钢树脂锚杆加挂菱形网进行支护，锚杆间排距为1000 mm×1000 mm，每排3 根，起锚高度为700 mm，最上一根锚杆距顶板不大于500 mm，采用2 支锚固剂，锚固长度为1208 mm，锚杆锚固力不小于190 kN，预紧力矩不小于400 N·m。靠近顶底板锚杆施工角度与水平成10°夹角，其余锚杆与巷帮垂直施工。

2.2 切眼刷大支护

采用“锚网+锚索+钢筋梯”组合支护。

（1）顶板支护

顶锚杆采用螺纹钢树脂锚杆加挂菱形网进行支护，每排布置3 根锚杆，间排距为800 mm×1000 mm，距导硐侧顶板最边上一根锚杆0.8 m 开始布置，锚固方式与导硐支护一致。靠开采侧最边上一根顶锚杆与顶板法线成15°角，其余锚杆施工角度与顶板垂直，顶部加挂金属菱形网和钢筋梯。

顶锚索布置方式：顶锚索采用Φ22 mm、长度7300 mm 的锚索，锚索锚固方式与导硐支护一致。每排1 根，距切眼中心线以北2000 mm 布置，排距为2000 mm。

（2）帮部支护

巷帮采用玻璃钢锚杆加挂塑料网进行支护，间排距为1000 mm×1000 mm，每排3 根，起锚高度为700 mm，最上一根锚杆距顶板不大于500 mm，锚杆锚固方式不变。靠近顶底板锚杆施工角度与水平成10°夹角，其余锚杆均垂直施工。

刷大施工时，在切眼正中采用单体柱对顶板支护，单体柱交替布置，每排布置1 根单体支柱，单体柱间距1 m，滞后刷大迎头不大于50 m。1309 工作面切眼断面支护如图1。

图1 1309 工作面切眼断面支护图（mm）

3 切眼支护数值模拟分析

3.1 工作面切眼数值模型

采用FLAC3D数值模拟软件模拟有无支护两种方案下1309 工作面切眼围岩变形控制的效果，评价设计的大断面切眼支护方案的可靠性及适应性。按照设计的工作面切眼支护形式进行模拟，切眼断面的锚杆（索）支护模拟示意如图2。

图2 切眼锚杆（索）支护模拟示意图

3.2 切眼无支护数值模拟结果分析

（1）应力分析

图3 为无支护情况下切眼围岩垂直应力和水平应力分布情况。

图3 无支护切眼围岩应力分布图

由3 图可知，切眼开挖后浅部围岩出现应力升高区和降低区。切眼围岩垂直应力升高区位于巷道两帮，应力峰值37.6 MPa，应力集中系数2.2；水平应力升高区位于巷道四肩角，应力峰值33.2 MPa，应力集中系数1.66。顶板垂直应力降低区范围达到5.1 m，两帮水平应力降低区范围达到3.3 m。从总体上看，在无支护的情况下切眼围岩应力集中系数较大，应力降低区范围较大，而切眼的水平跨度达7 m，依靠围岩自稳定性很难控制切眼变形，最终可能造成切眼围岩大面积破坏。

（2）位移分析

图4 为无支护情况下切眼围岩垂直位移和水平位移分布情况。

图4 无支护切眼围岩位移分布图

由图4 可知，切眼顶板最大下沉量525.3 mm，位移影响范围6.3 m；最大底鼓量357.3 mm，位移影响范围4.6 m；左帮最大水平位移403.6 mm，位移影响范围3.2 m；右帮最大水平位移403.5 mm，位移影响范围3.2 m；切眼断面收缩率为25.2%。切眼围岩在无支护措施情况下变形量都较大。

（3）塑性区分析

图5 为无支护情况下切眼围岩塑性区分布情况。

图5 无支护切眼围岩塑性区分布图

由图5 可知，无支护条件下的切眼围岩塑性区较大，顶板剪切塑性区范围可达3.3 m，底板剪切塑性区范围可达2.9 m，两帮的拉伸及剪切塑性区范围可达2.2 m。切眼围岩的塑性松动圈平均达2.5 m，结合切眼围岩应力、位移分布情况，可以认为在无支护措施的情况下切眼围岩变形破坏严重。

3.3 切眼支护数值模拟结果分析

（1）应力分析

图6 为锚杆（索）支护情况下切眼围岩垂直应力和水平应力分布情况。

图6 支护下切眼围岩应力分布图

由图6 可知，切眼两帮应力集中区域都分布于切眼肩角，应力峰值23 MPa，应力集中系数1.35；水平应力升高区位于巷道四肩角，应力峰值20.8 MPa，应力集中系数1.06，应力升高区明显降低。切眼围岩垂直应力和水平应力降低区范围均有明显的缩小，顶板垂直应力降低区范围达到2.1 m，两帮水平应力降低区范围达到0.8 m。分析可知，帮部锚杆能够较好地改善锚固范围内围岩应力状态，对比无支护条件下的切眼围岩应力分布情况，所采用的锚杆（索）支护形式对围岩的控制作用效果良好。

（2）位移分析

图7 为锚杆（索）支护情况下切眼围岩垂直位移和水平位移分布情况。

图7 支护下切眼围岩位移分布图

由图7 可知，切眼开挖支护后围岩变形都大幅降低，顶板最大下沉量为10.5 mm，位移影响范围2.1 m；最大底鼓量为8.8 mm，位移影响范围2.1 m；左帮最大水平位移32.7 mm，位移影响范围1.4 m；右帮最大水平位移32.6 mm，位移影响范围1.4 m；断面收缩率为1.1%。对比无支护条件下的切眼围岩位移分布情况，所采用的锚杆（索）支护形式对围岩变形破坏效果很好。

（3）塑性区分析

图8 为有支护情况下切眼围岩塑性区分布情况。

图8 支护下切眼围岩塑性区分布图

由图8 可知，在设计的支护形式下，切眼围岩的塑性区明显缩小，仅在围岩表面存在较小的破坏。结合切眼围岩应力、位移分布情况，可认为在设计的支护方案下，切眼表面破碎围岩被有效保护，抑制了切眼的变形和进一步破坏。

4 应用效果分析

为分析支护方案的控制效果，在1309 工作面切眼内布置位移监测站，采用十字布点法进行监测。监测结果表明，切眼第一次掘进导硐后，围岩的变形速度较快，平均变形速率为6 mm/d，于12 d 左右趋于平稳；切眼第二次掘进刷大扩帮后，围岩平均变形速率降低至3 mm/d，变形持续时长也缩短至7 d。最终，开切眼顶底板移进量为63 mm，两帮移进量为79 mm，围岩变形较小，满足生产需求，说明该支护方案可以有效控制开切眼巷道的稳定性。