杨建辉

摘要：为了解决特大断面切眼巷道支护难题，以曹家滩煤矿122106切眼为工程背景，结合理论分析与离散元数值模拟研究了不同顶板跨度条件下巷道受载变形特征，提出了“二次成巷+单体液压支柱+高强锚网索+W钢护板”的大断面煤巷高强度、高预紧力、低密度减跨支护技术，提高了支护效率，显著加快了巷道掘进速度。研究表明，当顶板跨度超过9m后其稳定性大幅下降，极易出现表层煤体破坏垮冒的现象;锚杆的承载性能与预紧力紧密相关，预紧力越大，越有利于锚杆发挥其承载性能;通过现场实测对研究成果进行了验证，巷道未出现明显变形，支护体受载始终稳定。

Abstract： Response to the reasonable supporting of the open-off cut with large cross-section， based on the 122106 open-off cut in Caojiatan coal mine， this paper studies the loading and deformation characteristics of the roadway in the conditions of different roof span through theoretical analysis and discrete element numerical simulation. A high strength， high pre-tightening force and low density spanning reduction support technology， such as "secondary roadway + single hydraulic prop + high-strength Anchor Mesh Cable + W steel shield"， has been proposed to support the large section coal roadway. Consequently， support efficiency has been improved and then the roadway driving speed has been accelerated significantly. The research shows that when the roof span exceeds 9m， the stability of the roof decreases dramatically， and the phenomenon of surface coal failure and collapse is easy to occur; the bearing capacity of the bolt is closely related to the pre-tightening force， and the larger the pre-tightening force， the better the bearing capacity of the bolt is; research results are verified by field measurement. The roadway did not appear obvious deformation， and the supporting body remain stable under loading.

關键词：特大断面切眼;大跨度顶板;离散元;二次成巷

Key words： extra large section open-off cut;large span roof;discrete element;secondary tunneling

中图分类号：TD323                                         文献标识码：A                                  文章编号：1006-4311（2019）36-0160-04

0  引言

随着国家对煤炭企业的规划和煤炭资源产业的整合，现代化特大型矿井在煤炭行业中的比重逐渐加大[1-2]，随之而来的矿井生产集中化、工作面设备大型化的发展趋势已不是传统的巷道断面尺寸所能适应[3-4]。目前，我国最大的采煤机单个滚筒直径已经超过3.2m，最大的液压支架整体长度可达8.5m以上，宽度超过2m，将设备从地面运输到工作面以及在工作面安装的过程中，均需要更宽、更高的巷道断面[5]。因此，特大断面巷道、切眼的出现逐渐呈现出常态化，同时也为保障巷道围岩稳定带来挑战。

近年来，在切眼巷道稳定性保障及支护技术方面，学者们进行了大量研究。杨永刚等人研究了高、地位复合顶板不同地质条件下大断面切眼的塑性区分布及位移，并相应的优化了锚杆（索）支护参数[6-7];李伟等人将锚网索联合支护应用在龙固矿井首采1301N工作面大断面切眼，论证了其可靠性[8];魏世义以赵固二矿大采高大断面切眼为背景，提出了大断面开切眼锚网索加挑棚联合支护技术，有效控制了深井破碎顶板大断面切眼围岩[9]。对于大断面开切眼巷道，学者们对于不同地质条件下的巷道围岩支护进行了较为全面的研究，然而，上述研究中的切眼巷道断面面积普遍在30m2左右，对于断面尺寸达到50m2左右的特大断面切眼巷道围岩变形特征与支护方面研究较少[10-11]。

因此，本文以曹家滩煤矿122106首采面特大断面切眼巷道（断面尺寸48.3m2）为背景，综合采用理论分析和数值模拟对曹家滩煤矿特大断面切眼巷道变形特征及相应的支护技术进行了研究，研究成果通过现场实测进行了验证。

1  工程背景

1.1 工程概況

曹家滩煤矿122106工作面切眼长度为350m，断面设计为矩形断面。设计掘进宽度10.5m，高度4.6m，掘进断面达48.3m2。122106工作面是首采工作面，主采2-2煤，设计生产能力为15Mt/a。切眼附近煤层埋深340m左右，厚度8m，煤层倾角1～3°。结合切眼附近钻孔地质资料可知，煤层上方直接顶为具水平层理的灰色粉砂岩，层厚5.95m，平均抗压强度为31.35MPa，RQD指数达到75%;基本顶为细粒砂岩，层厚31.69m，平均抗压强度为33.25MPa，RQD指数可达80%。工作面布置如图1所示。

122106工作面的顶板属于坚硬顶板，厚度较大，强度较高，且完整性良好。但是切眼上方顶煤厚度在3.4m左右，按巷道分类122106工作面切眼属于煤顶煤巷。切眼掘进断面已达48.3m2，属于特大断面巷道，长达10.5m的跨度严重影响了顶板稳定性，易出现顶板一次性大面积下沉甚至垮落的灾害事故。此外，自贯通起，122106工作面切眼内还需进行探放水、水压预裂以及设备安装等工程，历时超过3个月的过程中，会对切眼附近围岩造成进一步动力扰动。

1.2 122106切眼原支护方案

122106切眼沿煤层底板掘进，采用锚网索支护。其中，顶板锚杆杆体为20#左旋无纵筋335号螺纹钢筋，长度2.4m，杆尾螺纹为M22;锚固方式为树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为MSZ2335，另一支规格为MSZ2370;托板采用规格为120×120×10mm钢板制成;网片规格为直径？准6.5mm的圆钢焊接而成钢筋网，网孔100×100mm;锚杆排距800mm，间距800mm。锚索材料为？准17.8mm，1×7股预应力钢绞线，长度7.3m;锚索托板采用300mm×300mm×20mm钢板制成。锚索排距2400mm，一排布置5根，间距2400mm。巷道两帮采用杆体直径为20mm玻璃钢锚杆支护，长度2.4m;锚固方式为树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为MSZ2335，另一支规格为MSZ2370;采用菱形塑料网护帮;锚杆排距800mm，每排6根锚杆，间距800mm。

由于缺乏实例参考与理论依据，原支护方案在支护参数选取方面较为保守，较大的支护密度带来的直接问题是巷道支护工作时间过长，继而迟滞巷道掘进速度，延缓了曹家滩煤矿首采面的贯通工程。作为新建大型主力矿井的首采面，在切眼贯通过程中如何均衡掘进与支护速度，使工作面安全快速投产，是巷道支护参数选取的重要原则。因此，本文结合理论分析、数值模拟等方法对特大断面切眼受载变形机制进行研究，在保障围岩稳定性、提高支护效率的考量下，进行了合理的巷道支护设计，研究成果通过现场观测的方法进行了验证。

2  大跨度顶板受载特征

由固支岩梁理论可知，顶板煤梁的最大拉应力发生在梁的两端，其值为：

式中，σmax为顶板煤梁的最大拉应力，MPa;q为上覆岩层载荷，由组合梁理论[6]计算得其值为0.692MPa;L为顶板煤梁的跨度，m;h为顶板煤梁的厚度，m。

由此，定义切眼顶板稳定性系数Sq，其值为顶板煤体的极限抗拉强度Rt与其最大拉应力σmax之比，即

显然，Sq值越大，顶板稳定性越高。基于上式，采用正交分析，对各参数不同赋值条件下顶板稳定性系数Sq的变化进行计算，计算结果如图3所示。

由图3可以看出，在顶板煤梁厚度和上覆岩层载荷一定的条件下（h=3.4m，q=0.692MPa），切眼煤梁跨度越大，顶板稳定性系数Sq值越小。随着切眼跨度的增加，顶板抗拉强度对稳定性系数的影响越来越小，当切眼跨度超过9m以后，不同抗拉强度下的Sq值已相差不大，普遍保持在较小的数值。

3  切眼变形特征数值模拟计算

3.1 数值模型构建

由上文可知，跨度过大是影响特大断面切眼稳定性的主要原因，当跨度超过9m以后，顶板力学性能对切眼稳定性的影响已不明显，切眼稳定性系数Sq值普遍偏小。为进一步探究顶板跨度对切眼围岩稳定性影响，以122106工作面切眼地质条件与工程实际为基础，建立离散元数值模型如图4所示。模型尺寸80m×50m，两侧限制水平位移，底部限制垂直位移，上部施加垂直载荷8.5MPa以模拟覆岩压力。切眼巷道沿煤层底板开挖，巷道尺寸为a×b，模拟过程中取b=4.6m不变，顶板跨度a分别取值5m、7m、9m、11m。同时，在切眼顶板表面设置一条14m长的观测线，对两帮及巷道范围内的顶板垂直位移进行统计。

3.2 模拟结果分析

通过对比分析四组数值模拟结果以及观测线统计数据（图5），可以发现不同顶板跨度条件下，切眼巷道围岩稳定性变化具有如下特征：

①巷道周围煤岩体破坏主要发生在顶板煤体中。由顶板表面向上，破坏范围逐渐减小，整体呈“拱形”分布，煤层与上方直接顶之间未出现明显破坏现象。

②顶板变形沿巷道中轴对称分布，巷道中部变形最大。随着顶板跨度增加，顶板变形逐渐增加，当顶板跨度由9m增至11m后，顶板表层的煤体出现失稳大变形现象。

③顶板跨度的增加对两帮煤体的影响较小。随着顶板跨度的增加，位于两帮上方的顶板垂直位移量始终保持在7mm以内，总体增量小于3mm，考虑到变形协同，可以认为两帮煤体的稳定性始终良好。

综上，大跨度顶板的稳定性是切眼巷道支护的关键。切眼巷道的设计跨度为10.8m，一次掘出极易出现表层煤顶冒落破坏的现象。

4  高强低密减跨支护技术与应用

4.1 特大断面切眼支护设计

针对122106工作面切眼跨度过大、煤顶稳定性差的工程实际，结合前文分析，提出“二次成巷+单体液压支柱+高强锚网索+W钢护板”的大断面煤巷高强度、高预紧力、低密度减跨支护技术，设计巷道支护参数如图6所示。

相比于原支护方案，新方案对锚杆锚索分别施加预紧力以提高支护体利用效率及支护效果，在极大程度上降低了巷道支护密度，单一断面锚杆总数减少4根，锚索总数减少1根，且排距由800mm增至1000mm，总体上大大减少了支护时间，显著提高了巷道掘进速度。

4.2 现场应用与验证

为验证巷道支护效果，在巷道初掘与阔刷过程中，除正常的巷道围岩位移监测之外，分别在122106切眼0m、150m、250m、350m处安装四个锚杆锚索应力监测测站，分别采用MC-500B型锚杆测力计MC-500A型锚索测力计对锚杆锚索受力进行监测，安装位置位于锚杆（索）托板与螺母之间。定期对测站位置锚杆锚索受力进行观测统计，以掌握围岩应力变化情况。典型的，250m处测站顶板锚杆受力变化如图7所示。

为了收集完整的矿压资料，所有的锚杆测力计均是在巷道掘进支护时安装，其中、1、2、3号锚杆测力计安装于切眼巷道初掘阶段，4、5、6号锚杆测力计安装于切眼巷道扩刷阶段。由图7可知：

①锚杆的力学表现，或者说承载性能，与其预紧力的大小紧密相关，6根锚杆的受力值均以其预紧力为起点小幅增加，个别锚杆在观测初期出现受力波动（2和3），但波动过后其受力仍接近初始预紧力;

②在对切眼进行矿压观测的102天中，锚杆受力总体呈缓慢上升趋势，但受力增值较小，由此可以判断切眼围岩稳定性保持良好;

③第二次掘巷后锚杆受力未出现波动，均表现为稳定小幅增长，二次成巷的巷道稳定效果良好。

5  结论

①结合理论分析与数值模拟结果，对比分析不同顶板跨度时的切眼巷道变形特征可知：大跨度煤顶是巷道整体稳定的薄弱环节，顶板跨度超过9m以后巷道顶板稳定性大幅降低，表层煤顶出现变形失稳现象，因此，122106切眼巷道（跨度10.5m）一次掘出时极易出现顶板煤体破坏垮冒的现象，掘进方式应避免一次成巷。

②综合122106切眼工程实际与研究结果，提出的大断面煤巷高强度、高预紧力、低密度减跨支护技术，优化了原支护方案，总体上大大减少了支护时间，显著提高了巷道掘进速度。

③通过现场监测对巷道支护效果与研究成果进行验证，结果表明：锚杆的承载性能与预紧力紧密相关，预紧力越大，越有利于锚杆发挥其承载性能;在實施“二次成巷+单体液压支柱+高强锚网索+W钢护板”的支护措施后，122106工作面切眼自贯通至开始回采期间稳定性保持良好。

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