赵伟枢

(潞安集团慈林山煤业有限公司 李村煤矿，山西 长治 046600)

随着采煤机械化程度的提高和生产规模的扩大，对巷道断面要求也逐渐增大，巷道宽度也随之增大。巷道稳定性受巷道的跨度影响非常大，切眼是大断面煤巷，支护难度大，利用减跨手段来改善大断面巷道围岩稳定是行之有效的方法[1,2]，通过减跨原理将大跨度巷道减为小跨度巷道，顶板受力峰值降低并趋于稳定，顶板由单梁结构变为多跨连续组合梁结构[3-5]。目前，减跨支护手段有锚杆、锚索、单体支护、钢带等[6]。

本文以某矿7602切眼为研究背景，采用双微拱断面+单体支柱+锚杆(索)减跨支护方法，通过数值模拟方法对其效果进行分析。

1 工程概况

某矿主采煤层为3号煤层，煤层平均厚度6.8 m。7602切眼断面为8 m×3.2 m，两端头断面尺寸为10 m×3.2 m，切眼为大跨度巷道，尤其两端头跨度为10 m，切眼埋深为500 m，顶底板为泥岩、炭质泥岩和砂岩泥岩，切眼顶板易发生严重的离层和变形，支护难度大。运输巷和回风巷的断面均为4.5 m×3.4 m。7602切眼采掘工程平面如图1所示。

图1 7602切眼采掘工程平面

2 大跨度双微拱支护设计

7602切眼的掘进方法采用双微拱二次成巷，沿煤层底板掘进，掘进顺序为：先掘小断面，再掘大断面，小断面掘进宽度为3.5 m，大断面掘进宽度为4.5 m。

2.1 支护参数选择

采用FLAC2D数值软件模拟分析确定锚杆预紧力的大小。模拟方案为30 kN、40 kN、70 kN、80 kN锚杆预紧力，通过对不同预紧力锚杆支护效果进行观测，进而确定合理的预紧力大小。模拟结果见图2。

从图2可以看出，随着预紧力的增加，锚杆支护范围内的应力增大，当锚杆预紧力达到70 kN时，在锚固范围内，巷道顶板形成分布均匀的压应力区，无拉应力区，第一主应力能够达到0.05 MPa以上，大跨度切眼保持稳定。因此，确定锚杆预应力大小不低于70 kN。

图2 不同预紧力切眼围岩第一主应力分布云图

2.2 支护设计

顶板采用D22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆，每排布置9根，间排距为1 000 mm×900 mm，采用树脂药卷加长锚固，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360；锚索采用D22 mm×7 300 mm的钢绞线，每两排锚杆打4根锚索，锚索间排距为2 000 mm×1 800 mm，采用1支K2335和两支Z2360树脂药卷进行锚固。

外侧帮采用D22 mm×2 400 mm的螺纹钢锚杆进行支护，每排布置4根，间排距为800 mm×900 mm，使用1支K2335和1支Z2360树脂药卷加长锚固。

内侧帮采用D20 mm×2 000 mm玻璃钢锚杆进行支护，每排布置4根，间排距800 mm×900 mm，使用1支Z2360树脂药卷加长锚固。

断面支护示意如图3所示。

图3 双微拱切眼减跨支护布置(cm)

3 支护效果数值模拟

采用FLAC数值软件对比分析模拟埋深500 m的大跨度切眼，在侧压系数λ为0.5、1、1.5、2时，矩形断面和双微拱断面大跨度切眼围岩变形规律。模拟结果见图4。

从图4可知，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量均随侧压系数的增大而不断增大，当λ≤1时，增加幅度比较小，当λ>1时，增加幅度较大。从图4(a)、(b)可知，相同侧压条件下，就顶板下沉量及底鼓量而言，双微拱断面低于矩形断面，表明双微拱断面的支护效果更优。从图4(c)可知，双微拱断面与矩形断面两帮移近量相差不大，表明大跨度巷道支护重点为顶底板。

图4 大跨度巷道不同断面形状围岩变形规律

4 结 语

1) 通过数值模拟，确定锚杆预应力大小为70 kN，锚索预紧力为250 kN。

2) 随着侧压系数的增大，顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量均随之增大，且增幅随之增大。

3) 相同侧压系数下，双微拱断面顶板下沉量及底鼓量比矩形断面小，两帮移近量两者相差不大，说明大跨度巷道支护重点为顶底板，双微拱断面的支护效果要优于矩形断面的支护效果。