孫傳文

（焦煤集團(tuán)臺(tái)頭前灣煤業(yè)有限公司，山西鄉(xiāng)寧 042100）

0 引言

開(kāi)切眼作為采煤工作面回采的起始點(diǎn)，其支護(hù)效果直接影響了工作面的安裝，對(duì)工作面安全高效回采具有重大意義。由于開(kāi)切眼跨度較大，頂板容易破碎，且應(yīng)力易集中，所以較難支護(hù)[1]。本文針對(duì)臺(tái)頭前灣煤業(yè)2#煤層綜采工作面開(kāi)切眼頂板破碎，支護(hù)困難的問(wèn)題，從分析開(kāi)切眼圍巖巖性入手，提出開(kāi)切眼破碎頂板加強(qiáng)支護(hù)方案并應(yīng)用于現(xiàn)場(chǎng)。

1 工程概況

2S230 綜采工作面位于井田南部，埋深676 m～867 m。工作面沿山西組2號(hào)煤層底板回采，工作面開(kāi)切眼設(shè)計(jì)長(zhǎng)度200 m，開(kāi)切眼跨度9 m，高4 m。煤層傾角平均為5°，煤層厚度平均為4.3 m。工作面頂?shù)装鍘r性分布情況如圖1所示。

圖1 工作面頂?shù)装寰C合地質(zhì)柱狀圖

由圖1 可知，頂板偽頂為砂質(zhì)泥巖，厚度0～0.4 m；直接頂為3 m～5 m厚的粉砂巖；基本頂由細(xì)粒砂巖組成，厚度7 m；直接底多為泥巖,局部為粉砂巖，平均厚度為2.4 m；老底以粉砂巖為主，平均厚度2.9 m。各巖層的物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。

表1 頂?shù)装鍘r石物理力學(xué)參數(shù)表

由于開(kāi)切眼斷面較大，埋藏較深且頂板較破碎，支護(hù)較困難，因此有必要對(duì)大斷面破碎頂板開(kāi)切眼的施工方案及支護(hù)方案進(jìn)行合理的設(shè)計(jì)。

2 施工方案

為有效的控制破碎頂板及兩幫，決定分兩次掘進(jìn)開(kāi)切眼，即先掘進(jìn)出寬度為4.7 m，高度為4 m 的單切眼，再掘進(jìn)出寬度為4.3 m，高度為4 m 的擴(kuò)巷切眼。切眼開(kāi)口采用掘進(jìn)機(jī)進(jìn)行作業(yè)，循環(huán)進(jìn)度為800 mm，以短距離“正臺(tái)階”法向前推進(jìn)。

（1）第一次單切眼掘進(jìn)施工方案。①掘進(jìn)作業(yè)前做好安全檢查；②掘進(jìn)機(jī)從左幫上部進(jìn)刀截割，兩幫預(yù)留200 mm～500 mm的保護(hù)層。③敲幫問(wèn)頂，去除隱患活矸石；④采用ZLJ-20機(jī)載臨時(shí)支護(hù)裝置向上打開(kāi)升起進(jìn)行臨時(shí)支護(hù)；⑤采用8#鐵絲掛頂錨網(wǎng)，雙絲雙扣隔孔相聯(lián)，每100 mm聯(lián)接一組；⑥頂板鉆孔，安裝頂錨桿及頂錨索；⑦掘進(jìn)貫通后，拆除膠帶輸送機(jī)，使掘進(jìn)機(jī)撤出；⑧鋪設(shè)幫錨網(wǎng)，打幫部錨桿及U型支梁共同支護(hù)；⑨架設(shè)第一道及第二道托棚。

（2）第二次擴(kuò)幫支護(hù)施工方案。①安全檢查（頂板、瓦斯、積水、工程質(zhì)量等）；②擴(kuò)幫截割，切割寬度4.3 m，高度4 m；③～⑨的施工方案與單切眼掘進(jìn)方案相同；從第⑩步開(kāi)始，掘進(jìn)機(jī)每向前二次截割切眼達(dá)10 m，在初次切眼與二次擴(kuò)切眼之間架設(shè)1排木垛；?拉線架設(shè)第三道及第四道托棚（一梁四柱）。

3 開(kāi)切眼加強(qiáng)支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)

3.1 開(kāi)切眼圍巖巖性分析

為使設(shè)計(jì)的支護(hù)方案合理，需對(duì)工作面開(kāi)切眼圍巖的巖性進(jìn)行觀測(cè)分析。從距開(kāi)切眼端部2 m處每隔20 m布置一個(gè)觀測(cè)孔，孔長(zhǎng)均為10 m。鉆孔觀測(cè)結(jié)果如圖2所示。

圖2 鉆孔觀測(cè)結(jié)果分析

由圖2可以看出頂板1.2m～2.1m范圍內(nèi)的圍巖破碎較嚴(yán)重；2.1 m～6.2 m范圍內(nèi)的圍巖較破碎，但存在多處裂隙；而6.2 m～10 m 圍巖完整，因此確定出開(kāi)切眼圍巖松動(dòng)圈的范圍為1.2 m～2.1 m。通過(guò)對(duì)取樣做巖石力學(xué)實(shí)驗(yàn)得出，頂板上覆巖層平均容重為24 kN/m3，普氏系數(shù)平均為2.3。

3.2 支護(hù)方案及參數(shù)設(shè)計(jì)

（1）頂錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)

開(kāi)切眼開(kāi)挖后，圍巖應(yīng)力二次分布，由于切眼斷面較大，頂板中部受拉，經(jīng)平衡后形成拱形結(jié)構(gòu)，稱之為壓力拱。則巷道頂板的壓力僅來(lái)自于壓力拱內(nèi)圍巖的自重。為得出拱內(nèi)圍巖自重，可根據(jù)普氏拱理論[2]，先由下式先計(jì)算出自然平衡拱的最大跨度a：

式中b——開(kāi)切眼跨度，m；

h——開(kāi)切眼高度，m；

φ——圍巖內(nèi)摩擦角，（°），取35°。

將切眼跨度b=8 m，切眼高度h=4 m 帶入上式得開(kāi)切眼自然平衡拱最大跨度a=10 m，切眼自然平衡拱最大高度，則壓力拱內(nèi)每排錨桿承受的圍巖最大自重G用下式表示[3]：

式中D——錨桿排距，取0.8 m.

得出壓力拱內(nèi)圍巖自重G=825.6 kN。根據(jù)圍巖松動(dòng)圈為1.2 m～2.1 m，頂錨桿選取φ20×2 400 mm 左旋螺紋鋼強(qiáng)力錨桿，每根錨桿設(shè)計(jì)錨固力取82 kN，則每排需打825.6 kN/82 kN=10.06，取10 根錨桿。根據(jù)以往工程類比，開(kāi)切眼兩邊上隅角寬度各留250 mm，則頂錨桿的間距為750 mm。

（2）幫錨桿支護(hù)設(shè)計(jì)

開(kāi)切眼巷道開(kāi)挖頂板壓力拱形成后，拱腳兩幫承受的應(yīng)力重新分布，垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力都增大，導(dǎo)致切眼兩幫煤壁發(fā)生破碎形成松動(dòng)圈。開(kāi)切眼兩幫煤壁破壞深度c 可由下式計(jì)算[4]：

式中K——側(cè)壓集中系數(shù)，取0.84；

Z——煤層埋深，取680 m；

N——采動(dòng)影響無(wú)因次參數(shù)，取2；

f1——煤層普氏系數(shù)，取2.0；

m——煤層平均厚度，4.32 m；

φ1——煤的內(nèi)摩擦角，取30°。

得煤壁破壞深度為c=0.925 m。幫錨桿總長(zhǎng)度L應(yīng)滿足，L＞L1+L2+L3，L1為錨桿外露長(zhǎng)度（幫錨桿取0.1）；L2為錨桿有效長(zhǎng)度（既巷幫煤壁破壞深度c）；L3為錨桿錨入煤層破壞范圍的深度（幫錨桿取0.6 m）。則L＞0.1+0.925+0.6=1.625 m，由此幫錨桿選取φ20×2 000 mm 左旋螺紋鋼強(qiáng)力錨桿，2m＞L=1.625 m，錨桿間排距800 mm×800 mm。

（3）頂錨索支護(hù)設(shè)計(jì)

由于切眼頂板1.2 m～2.1 m 圍巖破碎較嚴(yán)重，2.1 m～6.2 m 圍巖破碎程度較低，但有多處裂隙發(fā)育，6.2 m以上的圍巖均較完整，因此決定選用φ22×6 500 mm的錨索鋼絞線。運(yùn)用懸吊理論等對(duì)錨索的間排距進(jìn)行校核。則切眼頂錨索的排距可由下式計(jì)算[5]：

式中n——錨桿排數(shù)，取1；

B——巷道最大冒落拱寬度，10 m；

H——巷道最大冒落拱高度，4.3 m；

F2——頂錨桿設(shè)計(jì)錨固力，82 kN；

F1——錨索極限承載力，400 kN；

θ——角錨桿與頂板夾角，80°；

L1——頂錨桿排距，0.8 m。

L ≤82/[10×4.3×24－（2×400×sin80°）2×400×sin80°）／0.8]=1.737m，因此選取錨索排距為1 500 mm，同時(shí)根據(jù)頂板懸吊圍巖自重及錨索極限承載力確定出每排錨索的數(shù)目應(yīng)不低于4根，為安全起見(jiàn)，每排打5根錨索，錨索間距1 900 mm。

根據(jù)上述支護(hù)理論計(jì)算及校核，確定出2s230 綜采工作面開(kāi)切眼破碎頂板加強(qiáng)支護(hù)的具體設(shè)計(jì)參數(shù)如下：

①頂錨桿選用φ20×2 400 mm 左旋螺紋鋼強(qiáng)力錨桿，設(shè)計(jì)錨固力82 kN，間排距750 mm×800 mm，每排布置10 根；②幫錨桿選用φ20×2 000 mm 左旋螺紋鋼強(qiáng)力錨桿，設(shè)計(jì)錨固力70 kN，錨桿間排距均為800 mm，各幫每排布置5 根；③頂錨索選用φ22×6 500 mm的長(zhǎng)錨索鋼絞線，錨索極限承載力為400 kN，錨索間距1 900mm×1 500mm，與頂錨桿間隔式布置，每排布置5 根；④頂錨桿及幫錨桿的錨固劑均選用Z3537 中速樹(shù)脂錨固劑2 根，錨索選用4 根加長(zhǎng)MSZ2635 樹(shù)脂錨固劑；⑤考慮到鋼絲網(wǎng)不能有效防止破碎頂板巖石冒落，需架設(shè)托棚支護(hù)，長(zhǎng)度3 500mm，共布置4道；⑥初次掘進(jìn)及二次擴(kuò)幫時(shí)，為避免采動(dòng)應(yīng)力集中導(dǎo)致頂梁變形嚴(yán)重，需架設(shè)單體液壓支柱，采取“一梁四柱”的支護(hù)形式；⑦由于切眼跨度較大，巷道兩幫承受的垂直應(yīng)力增大，為減少兩幫的塑性破壞，可采用U型支梁與幫錨桿形成共同支護(hù)結(jié)構(gòu)，使巷幫與深部煤巖體相連增強(qiáng)整體性。支護(hù)方案如圖3所示。

圖3 開(kāi)切眼支護(hù)斷面圖

4 現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)分析

已知2S230 綜采工作面開(kāi)切眼施工共歷時(shí)62 d，使用巷道十字位移測(cè)點(diǎn)法對(duì)開(kāi)切眼圍巖位移量進(jìn)行監(jiān)測(cè)。自開(kāi)切眼10 m 處開(kāi)始布置第一個(gè)測(cè)點(diǎn)，后每隔30 m布置一個(gè)測(cè)點(diǎn)，共布置6個(gè)測(cè)站。6個(gè)測(cè)站頂?shù)装寮皟蓭蛧鷰r最終最大移進(jìn)量觀測(cè)結(jié)果見(jiàn)表2。

表2 開(kāi)切眼施工圍巖移進(jìn)量

選取6個(gè)測(cè)點(diǎn)中圍巖位移變量最大的4#測(cè)點(diǎn)繪制曲線圖，對(duì)支護(hù)效果進(jìn)行分析。其中，4#測(cè)點(diǎn)位于距切眼端部110 m 處，其頂板位移監(jiān)測(cè)結(jié)果見(jiàn)圖4，開(kāi)切眼初次掘成形成小斷面10d 內(nèi)采動(dòng)影響較大，僅有部分錨桿網(wǎng)及托棚支護(hù)頂板，兩幫也僅為幫錨桿支護(hù)，所以圍巖位移變化較劇烈，10 d 內(nèi)頂板下沉量劇增至110 mm，速度達(dá)11 mm/d，兩幫圍巖移進(jìn)量達(dá)到52 mm；施工進(jìn)行40 d后，此時(shí)開(kāi)切眼初次斷面已成型，支護(hù)系統(tǒng)也已基本布置成型，頂板下沉量在110 mm～186 mm之間，位移速度2.5 mm/d，兩幫圍巖位移量達(dá)到了135 mm；開(kāi)切眼二次擴(kuò)巷施工在40 d～62 d 內(nèi)完成，施工期間由于采掘擴(kuò)巷的擾動(dòng)影響，圍巖會(huì)發(fā)生較劇烈的位移變形，但是得益于支護(hù)方案的合理設(shè)計(jì)，支護(hù)施工效率較高，二次擴(kuò)巷期間頂板圍巖下沉量最大為268 mm，兩幫圍巖位移量達(dá)到了183 mm，62 d后頂板位移量基本保持在268 mm，兩幫移進(jìn)量保持在183 mm，直至工作面安裝完成。2S230綜采工作面開(kāi)切眼加強(qiáng)支護(hù)后的圍巖位移量相比于本礦類似工程地質(zhì)條件 下的2S223綜采工作面開(kāi)切眼支護(hù)施工過(guò)程中頂板、兩幫圍巖位移量分別為387 mm 及345 mm，圍巖位移量較小，控制效果明顯，說(shuō)明設(shè)計(jì)的加強(qiáng)支護(hù)支護(hù)方案有效地解決了綜采工作面開(kāi)切眼破碎頂板的支護(hù)難題。

圖4 開(kāi)切眼圍巖位移曲線

5 結(jié)論

通過(guò)分析2S230綜采工作面開(kāi)切眼的巖性及頂板破碎程度，得出了頂板、兩幫的圍巖松動(dòng)圈范圍，并以此為基礎(chǔ)選取了支護(hù)方案：采用錨桿、錨索網(wǎng)對(duì)頂板、兩幫加固，并架設(shè)托棚木垛及單體液壓支柱配合的聯(lián)合加強(qiáng)支護(hù)?，F(xiàn)場(chǎng)實(shí)施后，觀測(cè)結(jié)果表明：施工62 d后開(kāi)切眼頂板圍巖最大位移量為268 mm，兩幫圍巖最大位移量為183 mm。相比于該礦類似工況下的切眼支護(hù)，加強(qiáng)支護(hù)有效控制了2S230 綜采工作面開(kāi)切眼破碎頂板及兩幫的圍巖變形，一次性保證了開(kāi)切眼的穩(wěn)定，為工作面高效安裝提供了保障，為類似工程條件的切眼支護(hù)提供了經(jīng)驗(yàn)。