大跨度厚煤顶切眼破坏特征及控制对策研究

2014-11-20李通达侯铁军孙运江谢生荣李世俊王金光

中国矿业 2014年8期

李通达，侯铁军，孙运江，谢生荣，李世俊，王金光

（1.中国矿业大学（北京）资源与安全工程学院，北京100083；2.新疆百花村股份有限公司，新疆乌鲁木齐830002）

厚煤层占我国煤炭资源总储量的45%以上[1]。近些年来，随着高产高效综采面的广泛应用、大型综合机械化采煤设备的大量研制及满足运输、通风和行人等安全生产需要[2－5]，必然要求有大跨度断面切眼巷道与先进的采煤技术相适应，切眼尺寸一般由原来的5～6m增至7～10m。国内外诸多专家学者对大断面切眼支护这一难题进行了大量研究，并取得一定的成果[2－7]。肖同强等[2]对深部大断面厚煤顶巷道的变形机制和控制技术进行了研究，提出了“倒梯形”塑性区形成的层理面剪切破坏机制；张茂林等[3]探讨了锚杆长度、间排距对综放大断面切眼支护效果的影响；何富连等[4]研究预应力复合桁架锚索的支护机理，并对特大断面开切眼的支护难题、进行了解决；柴肇云等[6]用相似模拟实验对锚杆－锚索支护大断面开切眼围岩破坏演化特征及锚固效果进行了研究；曾佑富等[7]利用力学推演计算的方法对锚索支护参数进行研究。

本文在前人的研究基础上，以大黄山矿＋735综放面切眼为研究对象，结合厚煤层顶板等实际生产地质条件，研究大跨度厚煤顶切眼变形破坏机制及锚杆支护机理，并对其围岩进行分类，在此基础上提出了“承载区分级”区域控制技术对策，有效地解决了该类切眼的支护难题。

1 工程地质条件分析

1.1 地质条件

1.1.1 井田工程地质概况

新疆大黄山煤矿位于乌鲁木齐以东120km处，该井田位于天山北麓的丘陵地带，地形起伏不大，地势南高北低，海拔标高一般在＋1000～＋1100m之间，相对高差一般50～100m，最大绝对高差220.40m，井田面积5.49km2。井田内断裂构造较发育，在井田南部有3条较大的近于平行的平推断层，对向斜南翼煤层开采有一定程度影响，副斜井向西翼开采时发现有一条走向北东60°的平推断层，对西翼开采具有一定影响。

1.1.2 可采煤层及顶底板岩性

新疆大黄山矿有5个可采煤层，自上而下分别为五尺槽、四尺槽、米尺槽、中大槽、八尺槽，中大槽为28m特厚煤层，是矿井的主要回采煤层。中大槽煤层结构简单，基本不含夹矸，煤层倾角30～41°，平均厚度23.5m，为易自燃煤层，煤层可采指数为0.98。中大槽煤层顶板完整性较好，局部有0.2～0.5m厚的炭质泥岩伪顶，直接顶为8.0m厚的细砂岩，属较坚硬岩石，老顶为砂砾岩，平均厚度为37m；直接底板为泥质粉砂岩，属半坚硬岩石，老底为细砂岩，属坚硬岩石。

1.2 ＋735西翼综放面切眼工程概况

＋735西翼综放工作面位于副井以西290m，走向长度1240m，倾向长度96m，进风巷（运输）位于煤层顶板巷水平标高＋735m，回风巷位于煤层底板水平标高＋770m。本工程为＋735m中大顶板巷至＋770m中大底板巷开切眼，作为＋735m西翼综采面设备安装时使用，开切眼沿底板掘进，切眼沿煤层倾向布置，斜长93米（上下巷除外），切眼为矩形断面，宽8m，高2.7m。通过对＋735综放面开切眼现场调研和分析，其围岩控制有如下特点。

1）切眼顶板为煤层且厚度大。切眼上部为21～23m的厚煤顶，与岩石顶板相比其普氏系数较小、节理裂隙发育程度好、塑性区沿巷道顶板横向纵向延伸范围大，巷道浅部围岩受拉应力破坏区域增大，尤其是拉应力较大的切眼中部更容易发生破坏。巷道围岩整体变形量增大，顶煤酥软破碎，特别是在地质构造区域（如中小断层、褶曲等）更难维护。

2）切眼断面尺寸大。相比与小断面煤巷，大断面切眼围岩稳定性对掘进时采动影响、顶板两帮煤岩体物理力学特性、地应力场变化等因素敏感性更高。采用强度较低的支护形式下，任何单一因素的改变都会对切眼围岩稳定性有严重影响，可能导致顶板剧烈下沉，甚至发生大范围冒顶、片帮的事故。

3）破坏形式复杂多样性。巷道围岩变形量大，顶板下沉量加剧，顶板中部支护结构损坏严重并向两帮发展，锚杆（索）锚固点下移、断裂及锚固力失效。厚煤顶内部因破坏程度、弯曲下沉量和附加次生水平应力不同而更容易出现上下离层[1]，厚煤顶由于抗弯刚度系数大于上覆岩层顶板，而与上覆岩层发生离层。

2 大跨度厚煤顶切眼破坏机制及支护机理

2.1 大跨度厚煤顶围岩破裂机制

诸多专家学者研究表明，当岩体在变载荷作用下会出现“裂纹插入”现象和“裂纹饱和”现象[8]。岩体受载荷作用时，在薄弱处产生裂纹，随着载荷不断增大，在已存在的裂纹中又有新的裂纹产生，同时裂纹数量不断增加而间距不断减小；当裂纹间数量增加到一定程度后，其值不会再发生变化，达到了一种饱和状态，之后不论施加多大载荷，新的裂纹不会再萌生，只是裂缝宽度有所增加。

同理，在大跨度厚煤顶切眼的开挖过程中，切眼巷道煤顶也会经历一个从新裂隙不断发育萌生到裂隙数量稳定饱和的过程。当切眼巷道开挖后，围岩三向应力状态解除，浅部煤顶在高应力差和低围压对的环境下产生新裂纹，裂纹逐渐发展成为裂隙，不断形成的裂隙彼此贯通，集合在一起构成了围岩变形的破裂区，随着煤顶破坏的不断发展，破裂区内的裂隙数目越来越多，煤体破碎程度越高，并向深部扩展；当裂隙数目扩展到一定程度后，其数目趋于饱和状态，新增裂隙突然减少，此时说明裂隙发育已经稳定，煤顶围岩变形主要为原有裂隙的相互联合贯通。之后随着煤顶围岩新平衡的建立，裂隙主要分布在浅部煤顶围岩内（3～4m），4m之外煤顶围岩裂隙逐渐减少，煤体的完整性好，裂隙发育程度大幅降底，围岩深部仅有少量的裂隙产生。

2.2 大跨度厚煤顶围岩分类

裂隙发育度K是指大跨度切眼厚煤顶破裂区内所有裂隙宽度和与普通煤巷（宽3.5m，高3m）煤顶破裂区内所有裂隙宽度和的比值[9，10]，见式（1）。

式中：di为大跨度切眼煤顶破裂区内第i个裂隙的宽度，n为裂隙个数；do为普通煤巷煤顶破裂区内所有裂隙宽度和。借助裂隙发育度K对大黄山矿区大跨度切眼厚煤顶裂隙发育程度进行分类分级，通过对＋735西翼综放工作面这一典型区域钻孔进行分析计算后，其煤顶裂隙发育程度可分为3类，详见表1，大跨度厚煤顶围岩分区图如图1所示。

表1 大跨度切眼煤顶裂隙发育程度分类指标

图1 大跨度厚煤顶围岩分区

2.3 大跨度厚煤顶锚杆支护机理

目前对大断面开切眼工程围岩维护来说，“锚网＋锚索＋钢带”联合支护是大多数工程实践中采取的主要方式。在采用“锚网＋锚索＋钢带”联合支护控制大跨度厚煤顶切眼围岩时，合理的锚杆参数成为影响控制效果的关键。本文针对大黄山矿＋735西翼综放工作面切眼实际的工程地质条件，分析知锚杆给锚固区域内的煤体施加径向应力，使锚固内的煤体强化成一个统一的“承载梁”结构。该梁厚度与上覆岩层相比相差较大，可近似为弹性薄板；同时，切眼跨度远小于切眼斜长，根据弹性力学理论将其考虑为平面应变问题。因此，可将形成“承载梁”结构简化为固支梁模型，对其锚杆锚固区域内的煤体建立“厚煤顶固支梁”力学模型，如图2所示，分析锚杆直径、锚固长度、间排距等因素对裂隙扩展区及裂隙稳定区的受力状态影响。

图2 “承载梁”力学模型

根据结构力学知识，建立力法方程，见式（2）、式（3）[11]。

由单位内力图自乘得：δ11＝L／EA，δ22＝L3／EA，δ33＝L／EI；又因M1＝0、FN2＝FN2＝0、M3对称、M2反对称，所以：δ12＝δ21＝0，δ13＝δ31＝0，δ23＝δ32＝0；由MP图和Mi图互乘得：⊿1P＝⊿2P＝0，⊿3P＝－qL3／24EI；分别将上述结果代入（2）得X1＝X2＝0，X3＝qL3／24EI。由式（3）计算得“承载梁”中部的弯矩最大，见式（4）。

式中：q为“承载梁”承受的均布载荷，X1、X2、X3为多余未知的约束力，δ11、δ22、δ33为单位内力作用下分别沿X1、X2、X3方向的位移，⊿1P、⊿2P、⊿3P为外载荷作用下分别沿X1、X2、X3方向的位移，EI为梁的抗弯刚度，L为切眼跨度。

根据材料力学知识得式（5）、式（6）[12]。

式中：q0为“承载梁”上覆煤岩体的均布载荷，λ为锚杆残余剪切强度影响系数，P0为锚杆的锚固力，Sc为锚杆的间排距，Wz为“承载梁”的抗弯截面系数，[σ]为“承载梁”中部许用应力。

此时，锚杆锚固力可近似表示为式（7）[13]。

式中：D为锚杆的直径，l为锚杆的锚固长度，[τ]为锚固剂的抗剪强度。将式（4）、式（6）和式（7）代入式（5）得到“承载梁”不发生破坏的极限条件，见式（8）。

通过对“承载梁”的力学分析，所得结果为式（8）。分析表明：①对于大跨度厚煤顶切眼的“承载梁”结构，其是否发生弯曲破坏与L，D，Sc，l和[τ]等参数相互作用密切相关；“承载梁”中部最大拉应力与切眼跨度的二次方成正比，切眼跨度越大其拉应力越接近甚至超过许用应力，“承载梁”就越容易在中间位置发生拉伸破坏。②在切眼跨度一定时，增加支护密度，梁的弯曲挠度会降低，缩小了煤顶裂隙扩展区的范围，提高了“承载梁”的承载强度。③在合理的范围内增加锚杆长度和直径有利于提高“承载梁”内煤体的内聚力及内摩擦角，使其不容易发生因相互错动而引起的离层现象；同时，增加锚杆的预应力和提高锚固剂的锚固性能，可改善锚固煤体内的三向受力状态，平衡各个方向上的主应力，进一步强化“承载梁”结构的稳定性能，增强煤顶整体的支护效果。

3 大跨度切眼“承载区分级”区域控制对策研究

针对大跨度厚煤顶切眼围岩破坏机理及分类特点，并结合前文对于大跨度厚煤顶切眼支护机理的分析，本文提出了“承载区分级”区域控制煤顶的对策。大跨度厚煤顶切眼支护结构可分为裂隙扩展稳定承载区、微裂隙承载区和岩层顶板承载区承载三个区域，裂隙扩展稳定承载区主要是通过锚杆对浅部松散煤顶进行支护，微裂隙承载区主要对锚杆锚固点以上至锚索锚固点之间的煤层进行控制，上述两个承载区控制的对象主要是对煤层，岩层顶板承载区主要是充分发挥锚索锚固端以上岩层自然的承载性能。

1）裂隙扩展稳定承载区：裂隙扩展区和稳定区内的煤顶松软胀碎，以裂隙碎胀变形为主，通常最浅部的煤顶稳定性最弱，易发生拉曲破坏，变形从浅部向深部逐渐发展，裂隙扩展区持续向裂隙稳定区发展，如此往复循环最后演变为大范围的煤顶破裂和冒落。裂隙扩展稳定承载区采用高强度高预应力长锚杆带网支护给表面围岩提供围压，提高破碎煤体的残余强度，减缓因切眼开挖引起的松动变形，将裂隙扩展区和稳定区控制在锚杆的锚固范围内，抑制裂隙的不断发育贯通，减小裂隙扩展区和稳定区分布范围，消除弱结构离层现象，充分发挥“承载梁”结构的自稳能力。

2）微裂隙承载区：微裂隙区内煤体的完整性好，裂隙发育程度低，煤体内裂隙较少，但在掘进扰动、水及地质构造等因素的影响下，微裂隙区内处于塑性区的煤体逐渐增多，且主要位于切眼正上方的位置，因此微裂隙区也会向裂隙稳定区发育演化。微裂隙承载区采用高预应力锚索倾斜布置在微裂隙区内煤体的肩角稳定区域，从水平和铅垂两个方向上同时对锚固煤层施加主动预紧力，改变煤层的双向受力状态，降低高应力作用下顶帮煤体拉伸破坏；同时，倾斜锚索穿过裂隙扩展区和稳定区的层理面，锚索提供的挤压应力增强了层理面间的内摩擦力，减少两区之间煤体发生离层。

3）岩层顶板承载区：此区岩层顶板起到一个承上启下的作用，将经过锚杆（索）强化后的煤层顶板“小结构”与上覆岩层的“大结构”紧密连接在一起，“大小结构”协同控制，一起维护切眼巷道的围岩稳定性。

4 井下工程应用

4.1 支护参数

依据大跨度厚煤层顶板切眼“承载区分级”区域控制对策，运用FLAC3D数值模拟软件，并结合具体的现场工程地质条件，分别对大黄山矿＋735综放面切眼的锚杆（索）间排距、直径及长度等支护参数进行了设计，最终的支护参数如图3所示。

图3 ＋735综放面切眼支护参数（单位：mm）

顶板锚杆采用Φ20mm×3000mm无纵筋螺纹钢高预应力锚杆，锚固长度为2000mm；锚杆间排距0.8m×0.8m，每排布置10根锚杆，从煤帮西侧至东侧一次均匀布置，靠切眼巷帮两侧的三根锚杆与水平方向分别成45°、60°和80°。顶锚杆相应配套构件为150mm×150mm×10mm的刚托盘、4000mm×220mm×5mm（长×宽×厚）的 W钢带和冷拔丝铁丝编织的菱形硬金属网。顶板锚杆初始张拉力不低于150kN。顶板锚索采用Φ15.9mm×6000mm高强度预应力钢绞线，锚杆间排距1.5m×2m，每排布置4根，锚索孔深5.6m；靠切眼巷帮两侧锚索到两帮的距离为1750mm，与竖直成20°方向倾斜布置，其余锚索间距均为1500mm；单体锚索钢托板规格为400mm×400mm×16mm的高强托盘。顶板锚索预紧力不低于150kN。

巷道两帮采用锚杆、金属网、钢筋梯子梁联合支护。回采帮侧采用Φ20mm×2000mm木锚杆，永久帮侧采用Φ20mm×2000mm树脂锚杆，锚杆间排距均为800mm，最上位帮锚杆距顶板800mm，与水平面的夹角为＋10°，中间1根锚杆成水平布置，最下位帮锚杆距底板300mm，与水平面的夹角为－15°。帮锚杆初始张拉力不小于100N。

4.2 现场应用效果分析

为了掌握大黄山矿＋735综放面切眼煤顶围岩活动规律及支护效果，在掘进过程中设置测站，对顶板下沉量、两帮移近量等状况进行观测。某一典型测站观测结果表明：切眼巷道开掘初期，围岩表面位移收敛速率较大，煤顶在三十天后趋于稳定，顶板移近量达164mm，两帮在二天后即趋于稳定，两帮位移量达143mm，总体变形量均控制在允许的安全范围之内。在整个切眼维护期间，未发生诸如锚杆索破断、钢带撕裂及支护结构大面积失效的现象。这表明采用锚网（索）“承载区分级”强力支护系统对大跨度厚煤顶切眼的控制有良好的效果。