沖擊性厚煤層工作面大斷面切眼支護技術研究

劉洛嘉,楊超峰

（河南大有能源常村煤礦,河南 義馬 472300）

河南能源義煤公司耿村煤礦隨著開采深度的延深，目前，工作面距離F16逆沖斷層越來越近，導致巷道圍巖變形不斷增大，礦山壓力顯現明顯，目前的支護體系難以有效的控制圍巖變形[1-3]。目前，該礦12230工作面切眼毛斷面35.5m2，凈效斷面27.4m2，斷面較大，受斷層影響，以前采取的以被動支護為主的支護體系，不但不能有效控制切眼變形，且材料消耗大，不能達到節支降耗的目的。所以，對針對復雜地質條件下大斷面切眼的支護進行研究，科學確定有效的支護方式，對解決支護難題及礦井節支降耗都具有重要意義。

1 工程概況

12230工作面上下巷位于西二采區東翼，2-3煤軌道下山和皮帶下山東側，工作面平均采深近520m。走向長度1010m，傾斜長200m，煤層傾角8°～12°。煤層頂板為泥巖、砂質泥巖、細砂巖互層，厚度37m～42m,并且存在平均厚度為70m的砂礫巖層；煤層直接底為煤矸互疊層，灰黑色易碎 ，具有光滑鏡面 ，偶有炭化植物化石碎片。斷面為拱形，巷道上凈寬7500mm，下凈寬8500mm，凈高3760mm，掘寬9500mm，掘高4210mm，毛斷面35.5m2，凈效斷面27.4m2，如圖1所示。

圖1 12230切眼支護示意圖

2 原切眼支護存在的問題分析

切眼原采用錨網索 +36U半圓拱棚+液壓抬棚支護，以被動支護為主，其中錨桿采用右旋全螺紋鋼錨桿，直徑22mm，長度2.5m，錨索直徑為17.8mm低松弛鋼絞線錨索，錨桿間排距700×700mm，錨索間排距1500×1500mm，該種支護方式存在以下問題：

（1）工程圍巖環境差，巷道維護困難，在這種復合支護方式支護效果不理想，圍巖變形量大，破壞嚴重，錨桿、錨索支護體系嚴重破壞。

（2）錨桿錨索預緊力偏低。錨桿預緊力僅有5t。且采用手動錨索張拉機具，有時施工質量不達標，預緊力不夠，達不到主動支護的要求。

3 支護方案優化

切眼采用綜掘機掘進，一次成巷。在采用錨網索+W鋼帶+36U半圓拱棚+液壓抬棚支護符合支護體系，每排共使用錨桿21根，錨桿采用采用Φ22×2500mm無縱筋錨桿，每個孔裝一節ZSCK2340和一節ZSCK2350型樹脂藥卷；錨桿間排距0.7×0.7m，錨桿角度不小于75°，間排距誤差不超過±100mm，錨桿的托盤緊貼煤壁，空隙大時鐵托盤里加木托盤，螺絲不準松動，錨桿外露長度為10-40mm。

錨索采用Φ17.8×6000mm的鋼絞繩，每排7根，間排距為1.2×1.4m，誤差保證在±100mm范圍內；兩側錨索與豎直方向成30°夾角，錨索外露長度為150-250mm，錨索的鉆孔方向要達到鉆孔軸線與設計軸線的偏差角≤3°，錨索安裝深度不小于設計值的95%（設計安裝深度為5700mm），錨索預應力最小值不得小于設計的90%，錨索設計錨固力不得小于200kN，預緊力不小于150 kN，錨索張拉機具檢測值為26.5Mpa。錨索托盤為0.5m長的36U型鋼壓扁，每個錨索鉆孔安裝4節樹脂藥卷，ZSCK2340兩節在里，ZSCK2350兩節在外，藥卷攪拌時間為15秒。沿切眼方向下端頭5m段打設8m長錨索，切眼剩余段打設6m長錨索。

4 切眼支護效果分析

在切眼內每30m布置一個表面位移觀測站，共布置3個觀測分站，采用十字交叉法統計切眼頂底板及兩幫位移移近量，如圖2所示，通過對觀測數據統計分析：切眼頂底板及兩幫的位移隨著開挖時間逐漸增大，但隨著迎頭距觀測站位置越來越遠，切眼在17天以后變形趨于穩定，頂底板相對位移最大為80mm，切眼兩幫為90mm，切眼變形得到有效控制。

圖2 頂底板相對位移量平均變化

5 結論

（1）12230工作面切眼在采用錨網索+W鋼帶+36U半圓拱棚+液壓抬棚支護復合支護體系，巷道支護由以前的被動支護為主，主動支護為輔改變為以主動支護為主，大大提高了巷道支護效果，有效的控制了切眼變形。

（2）更改支護體系后，在保證有效的支護強度基礎上，加大錨索間排距，為礦井節約大量材料，達到了節支降耗的目的，值得在以后的切眼支護中進行推廣應用。

[1]康紅普,姜鐵明.預應力在錨桿支護中的作用[J].煤炭學報,2007,32(07):673-678.

[2]張力生,汪占領.淺埋深高應力煤巷錨桿支護技術研究[J].煤礦開采,2011,16 (02):63-65.

[3]陳治中,汪占領.棗泉煤礦地應力測試及其分布特征分析[J].煤礦開采,2011,16(05):81-82.