西曲礦大斷面開切眼圍巖控制技術研究

曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

·技術經驗·

西曲礦大斷面開切眼圍巖控制技術研究

曹義勇

(西山煤電(集團)有限責任公司 西曲礦，山西 古交 030200)

為解決西曲礦18502工作面大斷面開切眼支護時遇到的難題，通過理論計算、工程類比并結合數值模擬的方法確定了擴幫前后相應的支護參數，有效地控制了18502切眼施工時的圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現工作面回采創造了有利條件，對類似地質條件開切眼能夠提供指導。

開切眼；理論計算；工程類比；數值模擬；支護；擴幫

現代礦井安全高效發展的要求之一就是有良好的采掘接替?；夭上锏谰蜻M結束后，根據礦井采掘接替緊迫情況，決定切眼的支護形式、巷道斷面及設備安裝時間表。其中巷道跨度對巷道支護形式選擇及支護有效性、安全性有較大的影響。一般來說，如果備采工作面在采掘接替上處于備采狀態時間較長，往往切眼施工成較小的斷面，待回采設備安裝前再進行二次擴幫，以保證回采設備的安裝空間需求[1-3]. 因此，大斷面開切眼對圍巖的控制技術直接影響到綜采工作面的設備安裝施工。通過理論計算、工程類比并結合數值模擬的方法確定切眼擴幫前后的支護參數，有效地控制了其圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現工作面回采創造了有利條件，同時也積累了寶貴的經驗。

1 工程概況

西曲礦18502工作面施工8#煤層，煤層厚度3.21～4.46 m，一般厚度3.95 m. 煤層整體傾向西南，傾角2°～7°，平均4°. 8#煤層頂部普遍含有一層(0.23～0.60)0.40 m的炭質泥巖偽頂，偽頂節理、裂隙發育，易冒落，需加強頂板管理。直接頂板為2.87 m的石灰巖，直接底板為1.30 m的細粒砂巖，其中頂板L1(廟溝灰巖)抗壓強度102.74 MPa，抗拉強度13.52 MPa，軟化系數為1.42，普氏硬度系數為10.56. 底板細粒砂巖抗壓強度55.89 MPa，抗拉強度10.92 MPa，軟化系數為0.6，普氏硬度系數為5.72.

18502工作面切眼于2016年11月上旬開始施工，斷面為大斷面，其中寬為7 m，高為3.5 m，切眼長為143 m. 為了施工方便，現場采取先導硐4.5 m，后擴幫2.5 m的施工方式。11月底，完成切眼的導硐，12月初開始擴幫，12月上旬完成擴幫。為了有效控制開切眼擴幫前后圍巖的變形，必須分別確定出其相應的支護參數。

2 擴幫前支護參數的確定

2.1 理論計算頂錨桿支護參數

1) 錨桿長度計算。

根據懸吊理論[4-7]計算錨桿長度：

L=KH+L1+L2

式中：

H—冒落拱高度，m，H=0.5B/f=0.64，B為巷道掘進寬度，m，取4.5，f為巖石堅固性系數，石灰巖取3.5)；

K—安全系數，一般取2；

L1—錨桿錨固長度，m，一般按經驗取0.4；

L2—錨桿在巷道中的外露長度，m，一般取0.04.

代入數據計算得，L=1.73 m. 施工時頂錨桿取L=1.8 m，依據該礦其他巷道頂錨桿的選取經驗，最終確定其d20 mm，滿足施工需要。

LIU Ming-qian, LAN Jun, CHEN Xu, YU Guang-jun, YANG Xiu-jun

2) 錨桿間排距計算。

式中：

δ—錨桿間排距,mm；

Q—錨桿設計錨固力，kN，按頂錨桿錨固力取50；

γ—被懸吊泥巖的容重，kN/m3，取25.

代入數據計算得：δ=1.25 m. 根據以往施工經驗，錨桿間排距取1 200 mm×1 200 mm，可以滿足施工要求。

2.2 擴幫前支護方案

幫錨桿支護參數的選取，根據工程類比的方法確定，其中，煤幫采用d20 mm×1 800 mm的無縱肋螺紋鋼錨桿，并配套碟形鐵托片；擴刷幫采用d20 mm×1 800 mm的玻璃鋼錨桿。幫錨桿間排距取1 000 mm×1 200 mm.

圖1 擴幫前切眼支護方案圖

3 擴幫后支護參數的確定

開切眼導硐施工期為20天左右，施工期間，布置3個測站來監測巷道表面位移，通過現場記錄數據與后期數據分析，頂底板相對移近量最大為86 mm，兩幫相對移近量最大為93 mm，巷道表面位移很小，說明上述方案可以有效控制圍巖變形，能夠順利進行下一步的擴幫。

3.1 數值模擬

擴幫后支護參數的選取采用數值模擬的方法確定。由于擴幫時，圍巖會受到二次擾動破壞，因此原支護方案不再適用。通過數值模擬軟件FLAC3D可以確定擴幫時的支護參數。根據西曲礦18502工作面的生產地質條件，建立有限差分數值模型，模擬范圍長150 m×寬1 m×高50 m.

邊界條件：模型頂面(z=50 m)邊界施加壓力使其等同于上覆巖層的重量，底面(z=0 m)是固定鉸支座，垂直方向約束，x=0 m、x=150 m、y=0 m和y=1 m面施加水平方向位移約束。

單元劃分：采用brick初始網格，6 390個網格，15 341個結點。

切眼擴幫前后支護參數不變，開挖切眼計算平衡后，得到結果見圖2，3.圖2為擴幫前切眼圍巖的塑性區分布，圖3為擴幫后切眼圍巖的塑性區分布。通過比較可以看出，擴幫前，切眼圍巖受到的拉伸與剪切破壞區域很小，頂底板與兩幫圍巖塑性破壞范圍很小，由此說明，原支護參數有效地控制了圍巖的變形。由圖3可以看出，切眼擴幫后，由于頂板受到二次擾動破壞，頂板受到拉伸與剪切破壞區域明顯比擴幫前大很多，而且，頂板的塑性破壞直接影響到兩幫，兩幫受到拉伸與剪切破壞的范圍也增大很多。這就說明，擴幫后，用原支護參數已經不足以控制圍巖變形，因此，得通過數值模擬的方法，重新確定擴幫后的支護參數。

圖2 擴幫前切眼圍巖塑性區分布圖

圖3 擴幫后切眼圍巖塑性區分布圖

根據工程類比的方法，采用純錨桿支護段的巷道，擴幫后，頂錨桿、幫錨桿的直徑與長度及排距不變，只需要改變其間距并配合使用木點柱支護就可以滿足施工要求。根據數值模擬的方法，分別模擬頂錨桿不同間距、幫錨桿不同間距時切眼圍巖的表面位移量，模擬結果見表1，表2，通過比較分析即可確定對應的間距。

頂錨桿間距的模擬方案選取5組，不同間距下圍巖的表面位移見表1. 由表1可以看出，隨著頂錨桿間距的減小，頂板下沉量、底鼓量、兩幫相對移近量都在減小，相對變化速度也在減小，當間距從900 mm變為800 mm時，相對變化速度均小于5，說明此時頂錨桿間距的變化對圍巖的變形影響很小，因此，從經濟的角度出發，頂錨桿間距應該選定為900 mm.

表1 不同頂錨桿間距圍巖表面位移表

幫錨桿間距的模擬方案選取4組，不同間距下圍巖的表面位移見表2. 由表2可以看出，當間距從1 100 mm變為1 000 mm、從1 000 mm變為900 mm時，相對變化速度均小于10，說明此時幫錨桿間距變化時幾乎對圍巖的表面位移變化無影響，因此，幫錨桿間距選定為1 000 mm，比較經濟。

表2 不同幫錨桿間距圍巖表面位移表

采用架棚支護段的巷道，通過數值模擬與經濟效益分析的方法，最終確定架棚段，頂錨桿間距確定為1 100 mm，點柱的間距定為2 900 mm.

3.2 擴幫后支護方案

根據以上數值模擬及工程類比的方法，最終得出擴幫后的支護方案，見圖4，圖5.

圖4 擴幫后純錨段切眼支護方案圖

圖5 擴幫后架棚段切眼支護方案圖

純錨巷道擴幫后采用錨桿+點柱支護。擴幫段頂錨桿為矩形布置，間排距為900 mm×1 200 mm；擴幫段幫錨桿為五花形布置，間排距為1 000 mm×1 200 mm，第一排幫錨桿距頂板0.6 m；打設帶帽點柱兩排，點柱間排距為：2 900 mm×1 200 mm，長度為3.5 m，規格為d20～22 cm的紅松圓木，柱帽規格為600 mm×200 mm×100 mm；點柱柱窩深100 mm.

架棚巷道擴幫后采用錨桿+木棚+點柱聯合支護。木棚采用一梁四柱，棚距為1 200 mm；擴幫段頂錨桿為矩形布置，間排距為1 100 mm×1 200 mm；棚梁長度為7.0 m，規格為d22～24 cm的紅松圓木，棚腿長度為3.3 m，規格為d20～22 cm的紅松圓木；點柱打設兩排，間排距為：2 900 mm×1 200 mm，長度為3.3 m，規格為直徑d20～22 cm的紅松圓木；棚腿及點柱柱窩深100 mm.

4 現場施工效果

18502工作面用時一個月完成切眼導硐與擴幫，其中，導硐20天，擴幫10天。施工期間，布置了3個測站，分別監測頂板離層情況、頂底板移近量、兩幫移近量。通過現場記錄數據及后期的數據分析可以得出表面位移量，見圖6，7. 根據數據可以看出，切眼擴幫前，頂底板最大移近量為86 mm，兩幫最大移近量為93 mm；擴幫以后，頂底板最大移近量102 mm，兩幫最大移近量為110 mm，表面位移量均在安全控制范圍內，均能滿足安全生產的需要。根據現場離層儀記錄數據發現，頂板無離層情況出現。由此可以證明上述支護方案能夠有效控制圍巖變形，為下一步工作面安裝液壓支架及回采提供了有利的條件。

圖6 頂底板移近量曲線圖

圖7 兩幫移近量曲線圖

5 結 論

本文通過理論計算、工程類比并結合數值模擬的方法確定了西曲礦大斷面開切眼擴幫前后相應的支護參數，有效地控制了18502切眼施工時的圍巖變形，為安裝液壓支架并順利實現工作面回采創造了有利條件，對類似地質條件的大斷面開切眼具有一定的指導意義。

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Study on Technology of Large Section Open-off Cut Surrounding Rock Control in Xiqu Coal Mine

CAO Yiyong

To solve the problems involving large-section open-off cut support in No.18502 working face in Xiqu mine, the theoretical calculation, engineering analogy and numerical simulation method are introduced, the corresponding support parameters before and after the gateway expansion are determined, The deformation of the surrounding rock during the construction of the open-cut off are effectively managed. The practice creates favorable conditions for the installation of the hydraulic support and the follow up mining, and provide guidance for the similar cases.

Open-off cut; Theoretical calculation; Engineering analogy; Numerical simulation; Supporting; Side slope extension

2017-01-02

曹義勇(1977—)，男，山西應縣人，2010年畢業于太原理工大學，工程師，主要從事煤礦生產管理工作

(E-mail)2799114252@qq.com

TD353

B

1672-0652(2017)02-0030-04