劉 安

（晉能集團太原有限公司， 山西 太原 030000）

引言

隨著大采高開采技術的應用，切眼作為綜采工作面進行設備安裝并開始回采操作的場所，成為當前采煤工藝中必不可少的環(huán)節(jié)。對于大采高工作面而言，其相應的切眼和斷面也非常大，針對傳統(tǒng)煤巷的錨桿支護方式及其效果已經(jīng)不能夠滿足大斷面切眼圍巖變形嚴重的支護要求[1]。為此，急需為工作面大斷面切眼提供合理的支護參數(shù)，保證工作面的安全生產。本文著重在對斷面切眼礦壓監(jiān)測的基礎上，對其支護參數(shù)進行優(yōu)化設計，具體闡述如下。

1 1121 工作面工程概況

本文以紅柳煤煤礦其中的1121 工作面為研究對象，紅柳煤礦的設計生產能力為8 Mt/年，1121 工作面的走向長度為1 480 m，工作面所含煤層的平均厚度為5.4 m，屬于厚煤層的范疇。目前，1121 工作面采用大采高采煤機工藝，就支護設備而言為其配置支護高度為6.2 m 的雙柱掩護式液壓支架。根據(jù)生產需求，在工作面設計了尺寸為8.6 m×4.2 m 的切眼，主要為設備安裝及回采的開采提供場所。經(jīng)探測，1121 工作面的頂?shù)装迩闆r如表1 所示。

目前，1121 工作面根據(jù)生產需求為其設計了長度為310 m，寬度為8.6 m，最小高度為3.6 m，最大高度為4.2 m 的切眼；且切眼所在巷道的傾角為10°。針對上述切眼的支護現(xiàn)狀如下。

頂板支護：采用錨桿（左旋螺紋鋼錨桿）+錨索+金屬網(wǎng)+鋼帶的支護方式，其中錨桿直徑為20 mm，長度為2 500 mm，錨桿間距為700 mm，錨桿排間距為70 mm；錨索直徑為17.8 mm，長度為8.3 m，錨索間距為2 100 mm，錨索排間距為2 100 mm；所采用金屬網(wǎng)的規(guī)格為150 mm×150 mm；所采用鋼帶的檔距為60 mm×700 mm，鋼帶長度為4.2 m。

表1 1121 工作面頂?shù)装迩闆r

兩幫支護：采用錨桿（玻璃纖維錨桿）+ 鋪網(wǎng)的支護方式，其中錨桿的直徑為18 mm，錨桿長度為1 800 mm，錨桿間距為800 mm，錨桿排間距為80 mm；所鋪網(wǎng)為塑鋼網(wǎng)，其規(guī)格為50 mm×50 mm，相鄰塑鋼網(wǎng)相搭接的長度為100 mm，兩幫鋪設塑鋼網(wǎng)與頂網(wǎng)所搭接的長度為100 mm。

其他支護：為強化對切眼頂板的支護，采用單體液壓支護對頂板進行支護，每臺液壓支柱的距離為3 000 mm，液壓支柱排的間距為4.6 m。

1121 工作面切眼的支護現(xiàn)狀如圖1 所示。

2 1121 工作面切眼礦壓監(jiān)測

為監(jiān)測1121 工作面切眼當前所采用支護方式對圍巖的控制效果，需設計礦壓監(jiān)測方案對支護中涉及到的錨桿的受力、巷道圍巖的變形破壞情況進行記錄[2]。對工作面切眼礦壓監(jiān)測的最終目的是對支護參數(shù)進行優(yōu)化。礦壓監(jiān)測的主要內容包括有：切眼巷道的表面位移、巷道頂?shù)装宓碾x層量和深部位移、錨桿的受力情況以及切眼煤層或巖層的應力變化。其中，采用收斂儀（JQ 型）對切眼巷道表面的位移進行觀測，采用頂板離層儀對頂板的離層量進行觀測，采用錨桿測力計（YZS-100 型）對錨桿的受力情況進行監(jiān)測[3]。

圖1 1121 工作面切眼支護現(xiàn)狀（單位：mm）

2.1 礦壓監(jiān)測方案的設計

根據(jù)1121 工作面切眼的實際情況，在距離工作面回風巷30 m、150 m 以及270 m 的位置布置三個觀測點，并分別編序為1#、2#、3#。根據(jù)監(jiān)測參數(shù)要求，分別在三個觀測站內布置頂板離層儀、收斂儀，并在2#觀測站內布置錨桿測力計。1121 工作面切眼的礦壓監(jiān)測布置示意如圖2 所示。

圖2 1121 工作面切眼觀測站布置情況

2.2 礦壓監(jiān)測結果分析

2.2.1 巷道表面位移監(jiān)測結果

本監(jiān)測方案分別在3 個觀測點內安裝收斂儀對頂板和兩幫的位移量進行監(jiān)測，在36 d 的觀測期間內，三個觀測點頂板和兩幫的巷道表面位移如表2所示。

表2 1121 切眼觀測點平均巷道表面位移統(tǒng)計

分析表2 的觀測結果可知：切眼當前支護方案下對其頂板圍巖的控制效果較好，但對兩幫的控制效果較差，存在片幫的可能性；而且，隨著切眼深度的增加其對應的變形量也越來越大。

2.2.2 頂板離層量檢測結果

本監(jiān)測方案分別在3 個觀測點內安裝離層儀對頂板的離層量進行監(jiān)測，在36 d 的觀測期間內，三個觀測點頂板的離層量如表3 所示。

分析表3 可知，1121 工作面切眼頂板的離層主要集中在0～5 m 的范圍之內，在5～8 m 的離層量僅為1 mm 或者3 mm。因此，需著重對0～5 m 頂板的圍巖進行控制。即原支護方案中所用錨索長度為8.3 m，極易導致錨索打入含水層，使得頂板巖層變軟，為后來工作面掘進支護帶來難度。

表3 1121 切眼頂板離層數(shù)據(jù)統(tǒng)計 mm

2.2.3 錨桿應力監(jiān)測結果分析

本方案僅在2#觀測點中安裝有錨桿測力計，因此，僅對2# 觀測點處錨桿（錨固力為50 kN）、錨索（錨固力為260 kN）的應力情況進行統(tǒng)計，監(jiān)測結果如表4 所示。

表4 2#監(jiān)測點錨桿應力統(tǒng)計

分析表4 可知，在頂板支護中，錨索應力值遠大于錨桿，即錨索在支護中起主要作用；對于兩幫支護，錨桿應力值接近其錨固力，即證明錨桿支護不足容易導致煤幫破碎或者錨桿失效的問題[4]。

3 大斷面切眼支護參數(shù)的優(yōu)化

結合“2”中對1121 工作面切眼礦壓監(jiān)測結果分析的基礎上，為保證工作面圍巖的穩(wěn)定性和生產的安全性，對原支護參數(shù)做如下優(yōu)化：

1）針對1121 工作面切眼頂板支護原錨桿+錨索聯(lián)合支護方式，起主要作用的為錨索支護，為分擔錨索支護的壓力，對錨桿參數(shù)進行重新設計，主要對錨桿的長度進行優(yōu)化。

基于等效圓設計方法，得出頂板錨桿的長度為3.26 m，其中錨固長度為0.63 m，錨固力為50 kN。

2）結合兩幫錨桿應力與其錨固力相接近的情況，需對兩幫錨桿的支護參數(shù)進行重新設計。經(jīng)重新核算針對兩幫確定錨桿干支護參數(shù)如下：錨桿直徑為20 mm，錨桿長度為2 500 mm，其中，錨固長度為780 mm，錨固力增加為70 kN。

3）針對頂板錨索長度8.3 m 容易導入含水層，且結合頂板離層范圍主要集中于0～5 m 的范圍之內，將錨索的長度縮短為6 m。

4 結論

大斷面切眼結合當前大采高采煤工藝，為設備安裝及回采提供場所，其支護效果對切眼圍巖的控制效果和生產的安全性具有重要意義。而且，在實際生產中需對切眼巷道表面位移量、頂板離層量以及錨桿應力情況進行監(jiān)測，并根據(jù)監(jiān)測結果對支護參數(shù)進行實時調整優(yōu)化。本文結合1121 工作面切眼當前支護條件下的礦壓進行監(jiān)測，并針對性地對支護參數(shù)進行優(yōu)化，具體總結如下：

1）經(jīng)礦壓監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，頂板錨索過程導致后期掘進支護存在困難；頂板支護中錨桿不能充分發(fā)揮其支護效果；兩幫錨桿的應力接近其錨固力，存在隱患。

2）根據(jù)監(jiān)測結果，具體支護參數(shù)優(yōu)化為將頂錨桿長度增加為3.26 m，將幫錨桿的錨固力增加為70 kN，將頂錨索的長度縮短為6 m。