何富連，栗建平，蔣紅軍，許 磊，高 升，肖殿才

(中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 資源與安全工程學(xué)院，北京 100083)

隨著煤礦企業(yè)的集約化、大型化的發(fā)展趨勢，開切眼巷道斷面的尺寸在很大的程度上也被要求得到相應(yīng)的提高。由于開切眼巷道斷面大，增加了巷道圍巖的控制難度，普通巷道的支護(hù)方式已經(jīng)不能滿足煤礦安全生產(chǎn)的要求。新的支護(hù)方式及支護(hù)理論相繼被提出用于控制大斷面巷道圍巖[1]。據(jù)不完全統(tǒng)計，全國國有大中型煤礦每年需要新掘進(jìn)的巷道長度高達(dá)8000km左右，其中80%以上為煤巷。由于我國煤層賦存條件復(fù)雜多樣，近年來如何保障各種條件下，尤其是厚煤頂特大斷面巷道圍巖的穩(wěn)定一直是礦業(yè)科技和工程工作者的工作重點。

1 工程地質(zhì)條件

五家溝煤礦可采4#、5#、8#煤層，其中5#煤分叉為5-1、5-2煤，5203綜放工作面主要采5-1煤，埋深250m，煤層厚度10.0～14.05m，平均厚12.0m，煤層厚度變化大；煤層傾角平均2°，屬于近水平煤層；層理節(jié)理發(fā)育；一般含有夾矸0～4層，夾矸層厚0～1.0m，巖性多為砂質(zhì)頁巖；直接頂為砂質(zhì)泥巖，平均厚度1.0m左右；老頂以細(xì)砂巖和中砂巖為主，有時為粉砂巖，灰白色；直接底為灰黑色泥巖，平均厚度2.5m左右。 5-2煤平均厚3.5m，其直接底砂質(zhì)泥巖，平均厚2.5m。5203綜放面開切眼頂板煤巖層綜合柱狀圖見圖1。

圖1 5203綜放面開切眼頂板煤巖層柱狀

5203綜放工作面設(shè)計面長300.0m，開切眼沿煤層底板掘進(jìn)，矩形斷面，長9.0m，寬3.5m，開切眼斷面積為31.5m2，屬于特大斷面巷道[2]。

通過現(xiàn)場調(diào)研和理論分析，發(fā)現(xiàn)5203綜放面開切眼圍巖控制具有以下難點：

1) 頂煤厚度大。開切眼上部為6.5～10.55m厚的頂煤，厚度變化范圍大。在掘進(jìn)及礦山壓力的雙重影響下，頂煤破碎松軟，易產(chǎn)生離層。

2) 巷道斷面跨度大。巷道斷面跨度9.0m。隨著巷道斷面跨度的增加，頂板下沉及兩幫偏幫現(xiàn)象嚴(yán)重，巷道圍巖的破碎范圍加大，可能導(dǎo)致錨桿(索)的錨固點及錨固力失效。

3) 頂煤中含有軟弱夾層。由于頂煤中軟弱夾層的存在，頂板可能出現(xiàn)離層，導(dǎo)致錨桿(索)錨固點失效，給安全生產(chǎn)帶來隱患。

4) 原有的支護(hù)方案不能給頂板煤巖層施加水平的擠壓力，不利于頂板煤巖層在水平方向上形成穩(wěn)定的承載結(jié)構(gòu)。

由于上述控制難點的存在，采用原有的支護(hù)方案時，在相鄰工作面的開切眼巷道控制中局部出現(xiàn)了較嚴(yán)重的頂錨桿和玻璃鋼錨桿支護(hù)構(gòu)件失效現(xiàn)象。同時由于頂煤厚且厚度變化較大；頂煤中存在0～4層的軟弱夾層，強度較低；以及頂煤構(gòu)造節(jié)理發(fā)育，時而出現(xiàn)嚴(yán)重的淋水現(xiàn)象，在順槽的掘進(jìn)過程中出現(xiàn)過冒高最高達(dá)4m的冒頂事故，存在冒頂事故安全隱患。

基于五家溝煤礦的現(xiàn)場實際生產(chǎn)地質(zhì)條件、圍巖控制難點及桁架錨索主動控制技術(shù)的優(yōu)越性，提出了復(fù)向桁架錨索圍巖主動控制技術(shù)。

2 復(fù)合桁架錨索系統(tǒng)優(yōu)點

復(fù)合桁架錨索系統(tǒng)支護(hù)原理如圖2所示。桁架錨索系統(tǒng)分別以巷道兩幫肩窩深部及巷道中部三向受壓煤巖體為錨固點[3]，頂板變形和離層對其影響很小，錨固點周邊煤巖體不容易破壞，是桁架錨索系統(tǒng)發(fā)揮高錨固力的穩(wěn)固承載基礎(chǔ)；而且錨固點能隨頂板彎曲下沉出現(xiàn)適度水平內(nèi)移，桁架錨索系統(tǒng)受力合理增加且形成閉鎖結(jié)構(gòu)，可以有效防止頂板惡性變形和冒頂事故。

圖2 復(fù)合桁架錨索支護(hù)原理

桁架錨索施加的復(fù)向預(yù)應(yīng)力和支護(hù)力有利于頂板煤巖體處于三向受壓應(yīng)力狀態(tài)，煤巖體強度和抗變形破壞能力得到提高，使錨固區(qū)中性軸下移，錨固區(qū)內(nèi)更多煤巖體處于受壓應(yīng)力狀態(tài)。巷道頂板撓度得到降低，并能有效控制巷道斷面中部頂板的離層破壞。中性軸下移和桁架高預(yù)應(yīng)力大幅度降低了錨固區(qū)煤巖層的最大拉應(yīng)力，增加了錨固區(qū)內(nèi)圍巖穩(wěn)定性。

桁架錨索斜穿煤幫上方附近頂板最大剪應(yīng)力區(qū)，作用范圍大，能夠有效控制頂板剪切破壞；桁架錨索系統(tǒng)鋼絞線上載荷連續(xù)傳遞，且能方便地施加高預(yù)應(yīng)力，對頂板的支護(hù)力沿整個桁架結(jié)構(gòu)呈“凹槽形”合理分布，作用路徑大，巷道頂板受力狀態(tài)良好。

復(fù)合桁架錨索系統(tǒng)不僅僅是單桁架錨索系統(tǒng)的簡單疊加[4]。巷道中部單桁架錨索形成的壓應(yīng)力區(qū)域相互疊加，大大增加了巷道頂板的受壓區(qū)域，使得巷道中部的煤巖體處于三向受壓的應(yīng)力狀態(tài)，提供了可靠的錨固點[5]。

3 5203綜放面開切眼支護(hù)方案設(shè)計

通過理論分析并結(jié)合現(xiàn)場實際生產(chǎn)地質(zhì)條件，根據(jù)相似地質(zhì)條件下的工程類比法形成了如圖3所示的5203綜放面開切眼特大斷面煤巷支護(hù)設(shè)計方案[5]。巷道斷面兩次成型，第一次橫靠綜放面煤墻側(cè)掘進(jìn)，矩形斷面，寬4.5m，高3.5m；第二次橫靠采空區(qū)側(cè)掘進(jìn)，矩形斷面，寬4.5m，高3.5m。

圖3 5230綜放面開切眼主動支護(hù)方案

3.1 頂板支護(hù)

頂板采用桁架錨索、錨桿、W鋼帶及金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)方式。桁架錨索采用Φ17.8mm，1×7股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，排距4.0m，錨索長9.4m，鉆孔深8.0m，桁架錨索底跨2.25m；靠永久支護(hù)煤幫的桁架錨索距永久支護(hù)煤幫2.25m，錨索鉆孔與鉛垂線的夾角為20°；靠臨時支護(hù)幫的錨索鉆孔與鉛垂線的夾角為10°；運用專用桁架連接器進(jìn)行連接，并用配套鎖具鎖緊；采用一支CK2335和兩支Z2360樹脂藥卷進(jìn)行錨固，預(yù)緊力不低于120kN。

頂錨桿采用Φ18mm×2400mm左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿，間排距皆為1.0m；每排布置5根錨桿，靠采空區(qū)側(cè)及綜放面?zhèn)鹊捻敯褰清^桿與鉛垂線的夾角為15°，并且距煤幫250mm；其余垂直頂板布置。每根錨桿使用一支CK2335和一支Z2360樹脂藥卷進(jìn)行錨固，預(yù)緊力矩不得低于220N·m；用規(guī)格為4500mm×100mm×5mm的W鋼帶和規(guī)格為50mm×50mm的金屬網(wǎng)護(hù)頂，其中金屬網(wǎng)壓茬200mm。

3.2 兩幫支護(hù)。

靠采空區(qū)側(cè)錨桿采用Φ18mm×2000mm的左旋無縱筋螺紋鋼等強錨桿，每排布置3根，間排距均為1.0m，最上位的幫錨桿距頂板400mm且與水平面成+15°角，最下位錨桿與水平面成-5°角，中間一根水平布置；每根錨桿使用一支CK2360樹脂藥卷錨固；預(yù)緊力矩不得低于120N·m。采用規(guī)格為50mm×50mm且壓茬為200mm的金屬網(wǎng)及規(guī)格為150mm×150mm×10mm的托盤進(jìn)行護(hù)幫。

綜放面?zhèn)让簬筒捎忙?8mm×2000m的玻璃鋼錨桿，每排布置4根錨桿，排距1.0m，間距0.7m；最上位的幫錨桿距頂板250mm且與水平面成+15°角，最下位錨桿與水平面成-5°角，中間兩根水平布置；采用規(guī)格為3500mm×1200mm，壓茬200mm的塑料網(wǎng)護(hù)幫。

第一次橫掘過后在臨時支護(hù)煤幫側(cè)采用打點柱方式支護(hù)，點柱間距1.0m，每兩根點柱間用4根木背板背幫。

4 開切眼支護(hù)方案數(shù)值模擬比較分析

采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件計算分析復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)方案和原設(shè)計普通單體錨桿索支護(hù)方案對特大端面開切眼巷道圍巖的控制效果。數(shù)值計算模型如圖4所示，尺寸39m×30m×26.5m，采用摩爾-庫倫本構(gòu)關(guān)系。

圖4 數(shù)值計算模型

通過數(shù)值模擬分析比較采用復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)與原普通單體錨桿索支護(hù)后開切眼圍巖位移場分布如圖5所示。單體錨桿索支護(hù)時頂?shù)装逡平?97.38mm，其中頂板下沉289.37mm，底鼓108.01mm；兩幫移近493.17mm，其中左幫移近243.76mm，右?guī)鸵平?49.41mm。頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e為復(fù)向桁架錨索支護(hù)時的1.66倍和2.58倍。單體錨桿索支護(hù)時頂板下沉量較大的主要原因是錨索長度較短，長7.3m，錨固點位于下沉量較大的頂板煤體內(nèi)，不能提供穩(wěn)定的錨固點，錨固點隨頂板彎曲下沉而下移。與此同時，兩幫移近量較大，這主要是幫錨桿支護(hù)密度不夠所致。碎裂厚煤層特大端面開切眼開掘后兩幫各自形成了一個自由面，由于幫錨桿支護(hù)密度稀疏，在較大的水平應(yīng)力和垂直應(yīng)力的雙重影響下，導(dǎo)致兩幫移量近較大。在充分考慮了圍巖的巖性及穩(wěn)定性之后，復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)方案適當(dāng)?shù)卦黾恿隋^索的長度和幫錨桿的支護(hù)密度。通過數(shù)值模擬分析可知，該方案能夠很好地適應(yīng)厚煤層特大端面開切眼的圍巖變形，有效地控制圍巖穩(wěn)定。

圖5 特大端面開切眼圍巖位移場分布

5 現(xiàn)場礦壓觀測及數(shù)據(jù)分析

控制開切眼圍巖變形和頂板冒落是開切眼支護(hù)的主要目的。為了能夠及時準(zhǔn)確地掌握開切眼圍巖變形情況和復(fù)向桁架錨索的支護(hù)效果，在開切眼開掘后及時安裝測站，采用十字點法對開切眼表面位移進(jìn)行觀測。

通過對三個測站的數(shù)據(jù)分析和處理，該特大端面開切眼頂?shù)装遄畲笠平啃∮?2.05mm，兩幫最大移近量小于75.15mm。頂板和兩幫變形量較小，圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)。復(fù)向桁架錨索支護(hù)方案能夠有效的控制開切眼圍巖的穩(wěn)定，支護(hù)系統(tǒng)安全可靠。

6 結(jié)論

1) 通過理論分析、現(xiàn)場調(diào)研及工程類比，提出了復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)方案，并確定了相關(guān)的各項支護(hù)參數(shù)。

2) 運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，對復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)方案和原普通單體錨桿索支護(hù)方案進(jìn)行了模擬對比分析，指出了原支護(hù)方案的不足并分析了其原因之所在。

3) 通過現(xiàn)場試驗得出復(fù)向桁架錨索主動支護(hù)對于厚煤層特大端面開切眼圍巖支護(hù)效果明顯，開切眼巷道端面收斂率小，圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài)。對其它類似條件下的特大端面煤巷的支護(hù)提供了一定的借鑒。

[1] 肖同強，柏建彪，王襄禹，等.深部大斷面厚頂煤巷道圍巖穩(wěn)定原理及控制[J].巖土力學(xué)，2011,32(6)：1874-1880.

[2] 康紅普，王金華，林健.煤礦巷道錨桿支護(hù)應(yīng)用實例分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2010,29(4)：649-664.

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[5] He Fu-lian，Yin Dong-ping，Yan Hong.etc.Study on the Coupling system of High Prestress Cable Truss and Surrounding Rock on a Coal Roadway[A].Rock Stress and Earthquakes[C]Netherlands:CRC PRESS,2010.