1、272023 年第 9 期吴小兵：分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究吴小兵（山西乡宁焦煤集团毛则渠煤炭有限公司，山西 乡宁 042100）摘 要 毛则渠矿 2#煤层开切眼面临大跨度分层围岩体支护难题，以 211 综采工作面开切眼为工程背景，通过理论计算、数值模拟、矿压监测等手段，对其支护参数及开挖方案进行研究。结果表明：开切眼时一次开挖支护 5 m 宽巷道，帮部二次扩刷深度 2.6 m，小断面支护有利于围岩稳定，采用锚网索联合支护与小断面分次开挖方式大断面开切眼是成功的。关键词 厚煤层；大断面；支护中图分类号 TD353 文献标识码 B doi:10.39
2、69/j.issn.1005-2801.2023.09.009Research on the Support Scheme for Large Cross Section Hole Cutting Excavation of Layered Surrounding Rock MassWu Xiaobing(Shanxi Xiangning Coking Coal Group Maozequ Coal Mine Co.,Ltd.,Shanxi Xiangning 042100)Abstract:The 2#coal seam opening and cutting hole in Maozequ
3、 Mine faces the difficult problem of supporting large-span layered surrounding rock mass.Taking the 211 fully mechanized mining face opening and cutting hole as the engineering background,the support parameters and excavation scheme are studied through theoretical calculation,numerical simulation,mi
4、ne pressure monitoring and other means.The results show that during the opening and cutting hole,a 5 m wide roadway is excavated and supported in one excavation,and the depth of the secondary brush expansion of the side part is 2.6 m.Small cross section support is beneficial for the stability of the
5、 surrounding rock.The use of anchor mesh cable combined support and small cross section gradation excavation method for large cross section opening and cutting hole is successful.Key words:thick coal seam;large cross section;support收稿日期 2023-01-01作者简介 吴小兵（1984），男，山西临汾人，2023 年毕业于东北大学采矿工程专业，本科，助理工程师，现
6、从事采掘管理技术工作，研究方向：矿山压力观测和顶板管理及智能化开采。吴小兵：分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究1 工程概况毛则渠矿目前主采 2 号煤，211 工作面位于井田的南部，设计长度 1430 m，西部 256 m 为赵院村河流保安煤柱线，东部 185 m 为 209 综放工作面，南部为回风、轨道、运输大巷。211 工作面位于采区南翼，巷道布置沿 2#煤层底板掘进。2#煤层平均厚度为 7.06 m，上距 K8 砂岩底 32 m 左右，下距K7 砂岩顶 56 m，距 10#煤约 43.045.0 m。顶板为泥岩、粉砂岩，局部有伪顶存在，厚度一般在12 m；基本顶为细粒砂岩，厚度一般在 3
7、4 m；底板为泥岩、砂质泥岩。煤层 f=1.72.4。根据以往生产经验及 211 工作面运输巷、回风巷揭露情况，211 工作面直接岩层围岩条件较复杂，表现出裂隙发育、裂隙水弱化破坏围岩等特征，易引发巷道的失稳破坏。为保障切眼的安全顺利施工，对其支护方案及掘进工艺展开研究。2 分层围岩体大跨度切眼支护方案211 工作面开切眼沿 2#煤层底板掘进，设计断面宽、高=7.6 m、3.5 m，巷道直接顶板为厚度2.03.5 m 顶煤，在夹矸、节理的影响下表现出明显的分层特征，设计采用“预应力高强锚杆+预应力长锚索+钢筋网+钢带+单体柱”协同支护方案。2.1 顶板锚杆稳定力学分析为分析分层围岩体顶板岩层在
8、锚杆支护作用下稳定性，依据力学理论中关于梁的假定建立力学分析模型1，如图 1（a）。282023 年第 9 期（a）分层顶板稳定性分析模型（b）不同锚杆长度顶板下沉量图 1 锚固围岩体梁力学模型锚固围岩体受力变形方程2：22d()dWM xxEJ=（1）式中：W为水平岩体梁挠度；E为岩体弹性模量；b 为锚杆锚固范围；J 为水平梁横截面惯性矩。将顶板岩梁视为两端简支的结构，根据材料力学得到其力矩方程：()()()2mm22qPlxqPxM xNW=+（2）式中：q 为顶板岩梁受到的均布载荷；Pm为锚杆提供的支护阻力；l 为水平岩梁跨度；N 为水平岩梁水平应力；该结构的边界条件为：W（x）|x=0
9、=0；W（x）|x=l=0；设 k2=N/EJ，解得水平梁挠度方程：()()()()()()()()()mm222mmm21coscotsinsin2 2qPqPWkxklkxNkNkklqPqPlxqPxkN=+（3）结合 211 工作面顶板围岩条件，顶板岩层受到的垂直应力 q=3 MPa，切眼跨度为 7.6 m，水平岩梁跨度 l=8 m，顶板岩层弹性模量 E=1.07 GPa，锚杆锚固强度 Pm=0.1 MPa，侧压系数=1.2。以顶板锚杆锚固厚度 b=2 m 为例，为计算水平岩梁变形量，首先计算出惯性矩 J=d（bi）3/12=0.667 m4，d 为单位长度，取 1 m；N=dq bi
10、=1.21 m3 MPa2.0 m=7.2 MPa；k2=N/EJ=7.2 MPa（1.07 GPa0.667 m4）=0.010 088 m-2；k=0.100 439 m-1，sin（kl）=sin（0.100 439 m-18 m180/）=0.72；cos（kl）=cos（0.100 439 m-18 m180/）=0.69。将上述参数代入式（3）可求得水平梁各处的挠度，换算得到此处的下沉量。针对锚杆锚固长度为1.5 m、1.8 m、2.0 m、2.2 m、2.5 m、3.0 m 条件下分别进行计算，最终得到不同锚杆长度条件下顶板下沉量变化规律如图 1（b）。可以看出，巷道中部顶板下沉
11、量最大，锚杆长度越大，顶板整体下沉控制效果越好。锚杆长度为 1.5 m、1.8 m 时，最大下沉量分别达到 585 mm、320 mm，锚杆长度大于等于 2.0 m 后，顶板最大下沉量小于 200 mm，因此应选用 2.02.5 m 的锚杆。结合该矿现有支护锚杆材料，确定顶板锚杆规格为 18 mmL2100 mm。2.2 锚索悬吊稳定性分析参阅以往相关研究成果3，针对锚杆锚固范围内分层围岩体顶板层状梁结构，顶板锚索的作用为水平梁体下方的作用反力 Fc，同排锚索间布置间距为 ai，水平层状梁力学分析模型如图 2（a）。通过叠加梁力学理论、挠度方程计算得到锚索数量为15 根条件下顶板下沉量变化曲线
12、如图 2（b）。（a）顶板叠加梁力学模型 （b）锚索数量与顶板下沉量关系曲线图 2 力学模型及分析结果由图 2（b）可以看出，在顶板锚索强力悬吊的作用下，顶板下沉量随着锚索数量的增加而逐渐减小，但是顶板锚索的增多将引起施工时间的滞后及成本的增加，因此应综合考虑巷道围岩条件、跨度、所需支护强度、成本等多方面因素来设计锚索间排距。顶锚索由三部分组成：托盘及外露长度通常为0.3 m；自由段长度可取顶板冒落拱高度，根据 211 工作面开切眼顶板岩层岩性特征，取 5.45 m；锚固段长度通常为 1.8 m。因此顶板锚索长度不应小于 7.55 m，因此设计顶板锚索长度 8 m。292023 年第 9 期吴
13、小兵：分层围岩体大断面切眼开挖支护方案研究从顶板锚索能够承载分层围岩体自重的角度出发，计算公式：Fstn Kax0r bi，其中，a 为巷道跨度，取 8 m；n 为顶板锚索数量；Fst为锚索拉拔力，取 300 kN；K 为安全系数，取 1.52；x0为锚杆排距，取 1.0 m；bi为顶板冒落拱高度，取 5.45 m；r 为顶板岩层容重，取 25 kN/m3。计算可得n5.45，由此可知顶板锚索数量不应少于6根。综合考虑后设计顶板锚索规格为 17.8 mm8000 mm，每排 5 根。2.3 211 切眼支护方案以矿井现有支护条件为基础，设计 211 工作面开切眼锚网索联合支护方案。顶板采用螺纹
14、钢锚杆，老塘帮采用圆钢锚杆，回采帮采用玻璃钢锚杆，锚索采用预应力钢绞线，单体柱规格为 DW40-250-110X，巷道铺底采用 C25 混凝土，厚度 240 mm。锚杆锚索布置详情如图 3。（a）顶板支护展开图（b）M-M 断面图 （c）N-N 断面图图 3 211 工作面开切眼支护方案示意图（mm）3 切眼开挖方式数值模拟研究为了实现大断面切眼巷道“掘进-支护”作业的高效协同，提出“优先进行小断面导硐开挖支护，然后扩刷形成大跨度切眼巷道”的掘进技术对策。设计以下三种开挖方案：方案一，7.6 m 一次开挖支护完成；方案二，初次开挖巷宽 2.6 m，帮部扩刷宽度 5.0 m；方案三，初次开挖巷宽
15、 5.0 m，帮部扩刷宽度 2.6 m。为分析不同开挖方式切眼掘进期间围岩变形规律，以 211 工作面切眼开挖支护为研究对象，采用模拟软件 FLAC3D进行计算分析。通过模拟分析得到不同开挖方案围岩塑性区分布模拟结果如图 4，巷道表面变形量数值模拟结果见表 1。（a）方案一 （b）方案二（c）方案三图 4 不同开挖方式下围岩塑性区分布 表 1 不同开挖方式巷道表面变形量数值模拟结果 mm开挖方案顶板下沉量老塘帮内移量回采帮内移量底鼓量方案一282218210102方案二14312011296方案三110837885根据图 4 及表 1 所示结果可以看出，方案一条件下，顶板破坏深度达到 5.0
16、m，两帮约为 1 m，底板 1.5 m，巷道表面变形量也较大，顶板下沉量达到 282 mm，表明大尺寸切眼巷道一次开挖对围岩扰动相对剧烈，围岩破坏最为严重，相对应巷道表面变形量也较大。方案二条件下，顶板岩层塑性破坏最大深度为 3.5 m，顶板塑性破坏范围相对方案一明显减小，巷道表面变形量也明显降低，说明小断面开挖可减少对围岩的扰动，改善支护对围岩体302023 年第 9 期由图 5 可知，顶板离层量与时间存在密切关系，离层量变化具有阶梯性。在巷道开始掘进时，锚杆可以发挥其支护作用，直接顶产生较小的离层，随后，随掘进时间的发展，顶板浅部离层量开始增大，在 20 d 以后，浅部离层量趋于稳定值 4
17、.8 mm；顶板深部离层量在巷道开始进行掘进时较小，之后离层量发生较大的跳跃，在 60 d 以后，深部离层量趋于稳定值 20.5 mm，巷道顶板整体较为稳定。5 结语1）通过采用巷道围岩锚杆索支护计算公式确定马兰矿 18509 工作面运输巷支护参数，数值模拟验证了“锚杆索+钢筋网”联合支护技术参数的合理有效性。2）采用“锚杆索+钢筋网”联合支护技术后，运输顺槽整体断面的收缩率约为 4.7%，且离层量较小，表明该联合支护技术在深井复合顶板支护中的适用性。【参考文献】1 辛巨星.中厚煤层复合顶板切顶卸压无煤柱自成巷开采方法实践J.山东煤炭科技，2022，40（10）：7-9.2 成安红.复合顶板巷
18、道支护技术研究 J.煤，2018，27（07）：37-39.3 黄彦军.应力区顶板破碎机理及支护技术 J.山东煤炭科技，2022，40（09）：24-26.4 王刚.复合顶板煤巷锚杆支护工艺与效果分析 J.能源与环保，2018，40（07）：206-209.（上接第 26 页）的增益作用。方案三条件下，顶板岩层塑性破坏范围相对方案二进一步减小，巷道表面变形量也有些许降低，进一步说明，小断面开挖-支护后扩帮开挖-支护有利于改善围岩塑性破坏程度、变形情况。总体而言，开挖方案三最为可行。4 应用效果分析在 211 工作面切眼采用上述“掘进-支护”方案施工期间，根据现场监测数据整理得到图 5 所示结果
19、。首次开挖掘巷宽度为 5 m，顶底板最大移近量为 80100 mm，两帮最大移近量为 140160 mm，巷道围岩整体稳定；在对帮部扩刷开挖 2.6 m后，顶底板最大移近量 115160 mm，两帮最大移近量 150240 mm，顶底板相对移近率 4.6%，两帮移近率 3.2%，围岩变形量总体在可控范围内，不影响巷道正常使用，支护效果达到预期要求。（a）顶底板 （b）两帮图 5 211 工作面切眼表面变形量监测结果5 结论通过理论分析计算、数值模拟、矿压监测等手段进行毛则渠煤矿 211 工作面切眼支护参数、开挖方式的研究，主要结果如下：1）顶板锚杆合理长度为 2.02.5 m，设计顶板锚杆规格
20、 18 mmL2100 mm，顶板锚索规格17.8 mmL8000 mm，采用“锚杆+钢筋网+锚索+单体柱”联合支护技术。2）采用小断面开挖方式可减少对围岩的扰动，改善支护对围岩体的增益作用，设计 211 工作面切眼一次开挖宽度 5.0 m，帮部二次扩刷宽度 2.6 m。3）211 工作面切眼开挖后，顶底板移近量115160 mm，两帮移近量 150240 mm，变形满足矿井安全生产需求，所设计的支护参数及开挖方式应用效果较好。【参考文献】1 孟光华.采煤工作面大断面切眼掘进及支护技术研究 J.机械管理开发，2022，37（08）：103-104+109.2 薛文晗.铺龙湾矿深部大断面切眼联合支护技术研究 J.山西冶金，2022，45（04）：159-160.3 魏斌.大断面开切眼迈步掘进一次成巷工艺技术研究 J.煤炭工程，2022，54（07）：26-30.
