斷面切眼支護參數(shù)優(yōu)化及礦壓監(jiān)測

王晉茂

（山西高平科興牛山煤業(yè)有限公司， 山西 高平 048400）

引言

切眼為綜采工作面開采時安裝采煤設(shè)備的場所，而且還為綜采設(shè)備的回撤提供通道。因此，工作面切眼的安全性和穩(wěn)定性在一定程度上影響其回采效率和設(shè)備的安全性。近年來，隨著開采技術(shù)的不斷提升，工作面普遍采用大采高開采方案，對應(yīng)的切眼較大，繼而對保證斷面切眼安全性和可靠性的方案提出了更高的要求。

目前，針對斷面切眼的支護設(shè)計主要以工程類比法為主，由于在實際支護中存在強度不足導(dǎo)致出現(xiàn)冒頂事故以及支護強度過大采空區(qū)懸頂?shù)葐栴}。因此，選根據(jù)工作面實際情況合理設(shè)計斷面切眼的支護方式，在提高生產(chǎn)效率的同時，還可降低支護成本[1]。本文著重對牛山煤業(yè)9 號煤層開切眼的支護參數(shù)進行優(yōu)化，并對優(yōu)化后工作面礦壓進行監(jiān)測。具體闡述如下：

1 工程概況

牛山煤業(yè)有限公司含煤地層主要為石炭系上統(tǒng)太原組（C3t）和二疊系下統(tǒng)山西組（P1s）。山西組平均厚 52.69 m，含煤層 1、2、3 號共 3 層，其中 3 號煤層為可采煤層，煤層平均總厚6.06 m，含煤系數(shù)11.50%，可采煤層總厚5.87 m，可采含煤系數(shù)11.14%。太原組平均厚 95.99 m，含煤層 5、6、7、8-1、8-2、9、11、12、13、15 號共 10 層，其中 9、15 號煤層為可采煤層，其余煤層均不可采或見零星可采點。煤層平均總厚6.34 m，含煤系數(shù)6.60%；可采煤層總厚5.89 m，可采含煤系數(shù)6.19%。本文以太原組中的9號煤層為例開展研究。9 號煤層的頂?shù)装迩闆r如表1所示。

經(jīng)對9 號煤層所屬工作面的支護情況進行現(xiàn)場調(diào)查研究，并結(jié)合現(xiàn)場工程技術(shù)人員的口述，將其支護中錯存在的問題總結(jié)如下：

表1 9 號煤層頂?shù)装迩闆r

1）錨桿預(yù)緊力矩太小，支護效果差，錨桿支護潛力遠遠沒有發(fā)揮出來；

2）該礦原設(shè)計中，錨桿的安裝均是使用風動錨桿鉆機，而據(jù)資料表明，目前市場上風動錨桿鉆機的最大扭矩為130 N·m，無法達到預(yù)期的150～200 N·m；

3）9 號煤頂板層狀特別明顯，且錨桿打設(shè)是垂直于水平方向，錨桿將層狀頂板組合成“組合梁”的“銷釘”作用不明顯。因此，應(yīng)將錨桿垂直于巷道頂板打設(shè)，才能使錨桿起到更好的加固頂板的作用；

4）巷道頂板存在一層較硬的砂質(zhì)巖層，巖層強度較高，錨桿錨索施工速度較慢，工作面接替緊張局面越來越明顯[2]。

2 支護參數(shù)的優(yōu)化

2.1 工程類比法對支護參數(shù)進行優(yōu)化

針對斷面切眼支護參數(shù)的優(yōu)化可采用工程類比法和數(shù)值模擬分析實現(xiàn)。其中，工程類比法為根據(jù)地質(zhì)、煤層等條件相似煤礦切眼的支護參數(shù)對9 號煤層斷面切眼的支護參數(shù)進行優(yōu)化。在前期收集并調(diào)研的基礎(chǔ)上，可依據(jù)檸條塔煤礦、上灣煤礦以及石圪臺煤礦的支護參數(shù)對牛業(yè)煤礦9 號斷面切眼支護進行優(yōu)化，上述煤礦斷面切眼的支護參數(shù)如下頁表2所示。

結(jié)合9 號煤層斷面切眼的地質(zhì)條件，其與上述三個煤礦的相比具有斷面切眼大且在頂板留有一定厚度的頂煤其對應(yīng)的圍巖條件較差；此外，9 號煤層斷面切眼高度均大于上述三個煤礦，應(yīng)加強對其兩幫進行支護。

表2 各煤礦斷面切眼支護對比

2.2 基于數(shù)值模擬對支護參數(shù)進行優(yōu)化

結(jié)合2.1 中對類似工程支護參數(shù)進行分析的基礎(chǔ)上，本節(jié)基于數(shù)值模擬軟件對初步設(shè)計的支護參數(shù)進行具體確定[3]。根據(jù)9 號煤層斷面切眼的實際形狀參數(shù)建立寬度為10 m，高度為5 m 的矩形斷面模型，如圖1 所示：

圖1 9 號煤層斷面切眼FLAC 模型

根據(jù)實際段斷面切眼巖層條件對模型中的力學(xué)參數(shù)進行設(shè)置，并根據(jù)上述工程類比結(jié)果對初步擬定的闡述支護參數(shù)的支護效果進行仿真分析。鑒于偏于原因，本文不對仿真過程進行具體，僅列出9 號煤層工作面的斷面切眼的最優(yōu)支護參數(shù)：

2.2.1 頂板支護

1）所選用錨桿類型為左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿直徑為20 mm，錨桿長度為2 000 mm，錨桿間距為950 mm，錨桿排間距為1 200 mm，預(yù)緊力不小于200 N·m；在錨桿支護的基礎(chǔ)上采用直徑為6 mm 的鋼筋對其進行輔助支護，所鋪設(shè)鋼筋的長度為2 200 mm，寬度為1 300 mm；相鄰鋼筋搭接長度為100 mm。

2）所選用錨索直徑為17.8 mm，長度為6 300 mm，錨索間距為2 200 mm，錨索排間距為2 400 mm；要求錨索預(yù)緊力應(yīng)≥150 kN。

2.2.2 兩幫支護

所選用錨桿類型為左旋螺紋鋼高強錨桿，錨桿直徑為20 mm，錨桿長度為2 000 mm，錨桿間距為1 000 mm，錨桿排間距為1 200 mm，預(yù)緊力不小于150 N·m；在錨桿支護的基礎(chǔ)上采用直徑為6 mm 的鋼筋對其進行輔助支護，所鋪設(shè)鋼筋的長度為2 200 mm，寬度為1 300 mm；相鄰鋼筋搭接長度為100 mm。

9 號煤層斷面切眼的支護效果圖如圖2 所示。

3 斷面切眼支護礦壓監(jiān)測

為驗證上述支護參數(shù)對9 號煤層切眼斷面的支護效果，本工程將對支護后工作面的頂板離層量、深部位移進行監(jiān)測。

3.1 頂板離層監(jiān)測

為準確獲取斷面切眼支護效果，采用頂板離層儀對頂板離層量進行監(jiān)測。經(jīng)監(jiān)測可知，斷面切牙工作面頂板的平均移近量為37 mm，兩幫的平均移近量為9.6 mm。與原支護方案相比頂板和兩幫圍巖的位移量明顯減小。

圖2 9 號煤層斷面切眼支護示意圖（單位：mm）

3.2 深部位移監(jiān)測

巷道圍巖深部位移觀測采用深基點位移計進行觀測，每個測面安設(shè)1 個深基點位移計，5 d 觀測一次[5]。

圖3 深部位移監(jiān)測結(jié)果

如圖3 所示，斷面切眼頂板位移量主要集中在0～3 m 的范圍內(nèi)，且在6～10 m 范圍內(nèi)巖層連續(xù)且同時發(fā)生變化。

4 結(jié)語

切眼為綜采工作面生產(chǎn)開采時安裝綜采設(shè)備的場所，其安全性和穩(wěn)定性將直接決定工作面的生產(chǎn)效率和安全性。9 號煤層斷面切眼在現(xiàn)支護參數(shù)下存在支護強度低、錨桿預(yù)緊力不滿足要求以及現(xiàn)場施工效率低的問題。為此，本基于工程類比法和數(shù)值模擬分析的方法對支護參數(shù)進行綜合優(yōu)化確定，且支護后頂板的平均位移量為37 mm，兩幫的平均位移量為9.6 mm，且支護后工作面的頂板位移處于連續(xù)且同時變化。