大兴煤矿大断面开切眼支护技术研究

张海波

（枣庄大兴矿业有限责任公司，山东 枣庄 277319）

开切眼作为设备安装的重要场所，其断面有别于普通巷道断面，跨度普遍在6.0 m 以上。相比于回采巷道，切眼对于支护有更高的要求。切眼的稳定性一直是研究的热点话题，何富连[1-2]等研究了切眼大小对围岩的影响，按裂隙发育程度将围岩划分为三个区域；王炯[3-4]等人提出了协同支护的支护观点，切眼整体采用锚网支护，变形突出部分采用锚索加强支护的方式，控制了切眼的变形；张向东[5]等针对大断面普通支护存在的困难，提出采用高强度锚杆索，提供预应力的支护方式；王在峰[6-7]等针对大断面切眼支护，提出了一次掘进支护与二次扩帮联合支护的方式。以上人员对于切眼的裂隙演化以及支护方式进行了大量的研究，然而对于大断面切眼，尤其是围岩稳定性较差的特殊情形缺少一定的研究，需要结合工程情况做进一步的研究。

本文以2 北303 工作面大断面切眼作为研究对象，采用数值模拟研究303 工作面切眼在采用加强支护前后围岩的变化规律，并通过现场实测对数值模拟结果进行验证。本文的研究结果可为大兴煤矿后续进一步改进切眼的支护方案提供理论指导。

1 概况

切眼布置在3 煤，煤层平均厚度为4400 mm。303 切眼西侧为2 北301 采空区，东侧为2 北305未采区域，北侧为边界煤柱，南侧为上山。切眼的实际位置如图1。

图1 切眼位置

切眼按矩形断面设计，巷道开挖宽度7700 mm，开挖高度2900 mm，巷道净断面为7500 mm×2800 mm。在施工的过程中，采用锚网支护。由于围岩岩性较差，以及2 北301 工作面回采的采动影响，切眼围岩松散破碎，局部顶板煤体垮落，亟需寻找一种合适的切眼支护方式，保证工作面设备的正常安装。

2 开切眼稳定性影响因素

2 北303 工作面埋深约为-700 m。该区域处于岩浆岩侵入区，属于风化破碎区，裂隙发育，煤层顶底板稳定性差，支护难度较大。经综合分析，影响开切眼稳定性的因素如下：

（1）围岩强度。围岩强度是巷道围岩在抵抗高地应力时表现出的稳定性程度，其中围岩移近量、巷道稳定性系数均是衡量围岩稳定程度的指标。切眼围岩受工作面特殊地质条件的影响较大，围岩强度低是切眼支护设计中的难点。

（2）巷道断面大小。巷道断面积和围岩收敛量呈正相关。巷道高度增大时，两帮移近率也加快。尽管巷道断面形状很多，但煤巷大多采用矩形或斜矩形作为常用断面形状，巷道跨度越大巷道顶板越不容易稳定。

（3）原有支护强度。切眼的断面比普通巷道断面更大，原有的锚杆+锚索的支护方式存在预应力不足、不能有效控制围岩变形的问题。围岩强度和巷道断面在工作面确定的情况下无法改变，只有进一步调整切眼的支护方式，选择合理的巷道支护参数才能实现大断面支护系统的稳定状态。

（4）采动影响程度。相邻工作面回采时，会对切眼的稳定性造成影响。随着相邻工作面距切眼的距离不断减少，采动影响更加剧烈，尤其在顶板坚硬的条件下，会存在应力传播路径，容易在切眼中形成应力集中的高应力区，加剧切眼的变形。

3 开切眼加强支护方案

2 北303 工作面切眼设计为矩形断面，切眼正常掘进期间断面为3850 mm×2900 mm。顶板支护方式为高强锚杆+钢筋网+锚索，锚杆间排距为900 mm×900 mm，锚索间距为2 m。巷道帮部为钢丝网+锚杆支护，玻璃钢锚杆间排距为1200 mm×900 mm，树脂钢锚杆间排距为800 mm×900 mm。

二次扩刷后，巷道断面为7700 mm×2900 mm。在距帮部200 mm 的位置，按照斜75°的方向将回采侧顶板锚杆打进顶板。左帮部每间隔800 mm 布置一个锚杆，总计3 根，全部沿垂直顶板的方向打进煤体。右帮部（推进方向）在距顶板300 mm 处按照1200 mm 的间距布置两根Φ16 mm×1200 mm 玻璃钢锚杆。顶板支护中，顶锚支护采用Φ20 mm×2000 mm 高强锚杆，间排距为900 mm×900 mm。支护图如图2，每米巷道支护耗材见表1。

图2 切眼支护方案示意图（mm）

表1 每米巷道支护耗材

4 切眼稳定性数值模拟分析

4.1 数值模型建立

以2 北303 工作面工程地质条件为研究背景，在数值模型中采用摩尔库伦准则，将开切眼断面设置为宽×高=8 m×3 m 的矩形，模型长×宽×高设置为220 m×160 m×60 m，上覆岩层等效荷载17.5 MPa。各地层参数见表2。开切眼北边有50 m的保护煤柱，开切眼走向长度100 m，沿走向与开切眼隔10 m的保护煤柱后，模拟了切眼加强支护后，围岩的变形规律。切眼模拟支护如图3。

图3 切眼支护数值模拟模型

表2 地层参数

4.2 模型结果分析

图4 依次是303 工作面切眼在无支护条件和加强支护条件下切眼的围岩发育情况。如图4（a）、（b）所示，在无支护条件下，顶板最大下沉量为465 mm；在有支护条件下，顶板最大下沉量为133.5 mm。如图4（c）、（d）所示，在无支护条件下，帮部最大位移量为273 mm；在有支护条件下，帮部最大位移量为227 mm。如图4（e）、（f）所示，在无支护条件下，切眼变形严重，塑性区具有对称分布特征，顶板和两帮以拉、剪破坏为主；在有支护条件下，塑性区发育范围进一步减小。可以认为通过加强支护方案，2 北303 切眼的围岩变形得到控制。

图4 303 工作面切眼有无支护效果对比图

5 工程实测结果

为了更加直观地看出加强支护后2 北303 工作面整个开切眼内顶板各个位置的变形量以及切眼左右帮部的变形量，通过十字布点法进行观测，在切眼中监测围岩的变形，数据如图5。

图5 切眼围岩变形量

从图5 中可以看出，整个切眼中监测点监测的变形量随时间不断变化最后趋于平缓，可划分为急速增长阶段（0～22 d）、快速增长阶段（22～50 d）、缓慢增长阶段（50～75 d）；两帮移近量约为160 mm，顶板下沉量约为200 mm。说明加强支护后，切眼的变形得到有效的控制。

6 结论

（1）大兴煤矿2 北303 工作面切眼处于岩浆岩侵入区，属于风化破碎区，裂隙发育，煤层顶底板稳定性差，支护难度较大，常规的锚杆索难以有效控制围岩变形。

（2）围岩变形可根据剧烈程度划分为急速增长阶段、快速增长阶段以及缓慢增长阶段。在切眼形成的初期一定要加强支护，减少围岩变形。

（3）通过高强锚杆+钢筋网+锚索的联合支护，切眼变形得到抑制，顶板、两帮变形控制在200 mm 以内。