某礦極近距離煤層下大斷面開切眼支護效果考察

馮 江， 索志飛

（山西壽陽潞陽長榆河煤業(yè)有限公司， 山西 壽陽 045400）

1 工程概況

某煤礦10603工作面位于礦井東部，工作面北部為10602面采空區(qū)，西側亦10-2層煤采空區(qū)，南側為10605待采工作面，東側為F25-1斷層，10603綜采開切眼位于9煤工作面煤柱下方，水平距離9煤采空區(qū)邊緣約5 m，工作面標高-49.8～-44.2 m，埋深114.35~119.95 m，如圖1所示。

圖1 10603開切眼位置示意圖

該切眼煤層走向NE122°，傾向NE32°，傾角平均為15°，煤層厚度平均為2.0 m左右，煤層結構較為復雜，硬度系數(shù)為1～2?；卷敒樯百|頁巖，厚度為2.53 m，深灰色，層理不明顯，含植物化石及黃鐵礦；直接頂為砂質頁巖，深灰色含少量粉沙顆粒，均厚0.85 m，頂板距離9層煤采空區(qū)僅4.20 m；直接底為泥巖，均厚5.0 m，下部含細砂顆粒，硬度系數(shù)1～2；老底為細砂巖，硬度系數(shù)為2～3，灰色，以石英、巖石屑為主，層理明顯。

10603工作面開切眼上覆地表全部為第四系所覆蓋，所以地表水不會滲入井下（第四系隔水層均厚18.0 m，主要巖性為砂質黏土及黏土夾漿層，隔水性良好，是天然隔水層）。10-2層煤底板距下伏五灰水含水層平均22 m，隔水層主要由砂質頁巖、泥巖、粉砂巖、粘土巖組成，隔水層中偶含薄煤層。為滿足綜采設備運輸、安裝和使用，開切眼有效斷面尺寸寬×高為4800 mm×2000 mm，屬大斷面，采煤方法為傾斜長壁綜采全部垮落法。

2 開切眼圍巖破裂分區(qū)探測

為了明確9煤層開采對10-2煤層頂板的破壞程度，本文利用鉆孔電視YTJ20對開切眼圍巖進行了破裂分區(qū)探測。

2.1 開切眼圍巖破裂分區(qū)測點布置

在10603綜采開切眼中，距進風巷下幫0 m、15 m、35 m、40 m分別布置觀測斷面進行圍巖破裂分區(qū)探測。開切眼每個觀測斷面分別在頂板和兩幫共設計選取4個測點打鉆孔，鉆孔平均深度3 m，鉆孔共計16個，個別鉆孔由于堵塞，沒有實測數(shù)據(jù)具體位置如圖2所示。

圖2 10603綜采開切眼測點斷面布置示意圖（m）

2.2 探測大斷面破裂分區(qū)統(tǒng)計及分析

根據(jù)以上不同鉆孔探測揭露的圍巖破裂分區(qū)情況，總結鉆孔不同深度破裂分區(qū)描述。根據(jù)10603開切眼現(xiàn)場實測各鉆孔結果及以上各斷面破裂分區(qū)圖示，對探測結果進行了統(tǒng)計。統(tǒng)計結果見表1。

表1 探測大斷面破裂分區(qū)統(tǒng)計表

由此可見：

1）開切眼的頂板離層裂隙發(fā)育較高，探測范圍內最大可達到3.0 m。頂板主要分三個破裂區(qū)，約超過1.1 m以上呈現(xiàn)一個較大的破裂區(qū)，主要是由上層煤開采所導致。

2）工作面前后方煤體破裂區(qū)域在不同觀測區(qū)域分布較大，但2.0 m附近煤體完整性較好。

因此，探測結果表明，上層煤開采過程中破壞了下層煤的頂板，導致頂板巖層破裂較明顯；工作面前后煤體破裂程度受其應力狀態(tài)不同差別亦很大[1-2]。

3 開切眼支護設計

3.1 錨桿支護參數(shù)設計

按懸吊理論對錨桿支護參數(shù)進行計算[3-4]：

1）錨桿長度。錨桿長度 L=KH+L1+L2，其中：L1為錨固長度，取0.3 m；L2為錨桿外露長度，取0.1 m；H為冒落拱高度，即大斷面開掘寬度B為5 m，巖石堅固性系數(shù)f為3，k為安全系數(shù)，取3，則L=2×

通過以上計算，大斷面掘進時選用直徑18 mm、長度不低于2260 mm的高強度螺紋鋼錨桿，錨桿間排距不大于1180 mm，能夠滿足支護要求。

由于該礦現(xiàn)使用的錨桿長度是2000 mm，僅錨桿支護無法滿足安全要求，因此根據(jù)大斷面寬度及以往支護經(jīng)驗，取錨桿間距950mm，排距為800 mm，錨網(wǎng)支護緊跟迎頭，并采用架棚支護方式進行聯(lián)合支護。

錨網(wǎng)支護要求。錨網(wǎng)支護采用錨桿緊跟迎頭的支護方式，前排錨桿距迎頭超過800 mm時及時按住錨桿。當頂板圍巖穩(wěn)定性較差時，可采取縮小錨桿間排距或增加錨固長度的方式加強支護[5]。

3.2 錨桿（網(wǎng)）參數(shù)規(guī)格的確定

開切眼支護方式為錨網(wǎng)超前支護與架棚聯(lián)合支護：

1）大斷面一次支護為錨網(wǎng)支護。頂部錨桿使用規(guī)格為Φ18 mm×2000 mm的螺紋鋼樹脂錨桿，間排距800 mm×950 mm。兩幫錨桿使用規(guī)格為Φ16 mm×1400 mm的螺紋鋼樹脂錨桿，間排距800 mm×800 mm。

2）大斷面二次支護為單體液壓支柱配工字鋼一梁四柱架棚支護，采用DZ2.5系列的單體液壓支柱，棚頭為11號工字鋼加工制作，支護后凈寬4.8 m，凈高2.0 m，頂部使用串桿背頂，串桿間距600 mm。

單體支柱初撐力不少于50 kN（測壓表讀數(shù)為6.5 MPa）。大斷面開門處使用工字鋼架設雙抬棚支護。為防止空頂距過大，架棚支護時棚頭位置宜拖后錨桿支護0.2~0.3 m為宜，兩幫錨桿拖后迎頭不超過2.0 m。掘進過程中使用吊掛式金屬前探支架做臨時支護。

4 支護效果考察

4.1 測站布置

10603開切眼分別布置：表面收斂測站三組，多點位移計站二組，頂、幫測力錨桿各一組。測站布置示意圖3。

圖3 測站布置示意圖

4.2 現(xiàn)場監(jiān)測結果及分析

4.2.1 大斷面表面收斂

表面收監(jiān)測結果如下頁圖4所示。從監(jiān)測結果可知，10603開切眼利用錨網(wǎng)與架棚聯(lián)合支護進行永久支護，根據(jù)采掘計劃，頂板下沉累計190 mm，主要集中在開挖20 d內，達到170 mm，占比達到90%。20 d后逐漸趨于緩和，大斷面兩幫的移近量一個月內累計達175 mm，其中，第6 d至第22 d變形明顯，收斂量達130 mm，約占總量的75%。開挖前5 d兩幫收斂量較穩(wěn)定，收斂速率約4 mm/d。

圖4 10603開切眼圍巖變形

圖5 幫深基點不同深處位移

4.2.2 圍巖深部位移

掌握圍巖深部位移狀況，深基點位移變化圖如圖5。由圖可知，幫深基點在開挖17 d內變化劇烈，隨后慢慢緩和，大斷面表面位移最大，深部基點位移逐漸減小。

5 結果

本文系統(tǒng)分析了某煤礦1341工作面厚薄煤層對接期間上覆巖層的運動規(guī)律和中部大斷面切眼的圍巖變形破壞特征，并在此基礎上對中部大斷面切眼圍巖變形破壞的主要部位進行了支護的優(yōu)化設計，取得了以上的成果，但是還存在許多重點和不足需要今后進一步的研究，對受采動影響的中部切眼的加強支護方案，應推廣到類似地質條件下的臨近礦區(qū)，進一步驗證此方案的可行性，指導煤礦的安全生產(chǎn)。