景福礦厚煤層大斷面開切眼支護優化研究與應用

令狐繼耀

（太原煤炭氣化（集團）有限責任公司，山西 太原 030032）

0 引言

隨著煤礦采掘機械裝備的大型化，巷道斷面也越來越大。開切眼作為工作面開采設備的安裝空間，其規格也逐漸增大，導致圍巖控制難度急劇增加[1-4]，采用常規的錨網索支護控制效果不理想。許多學者開展了不同條件下大跨度開切眼支護技術的研究。陳立虎[5]等針對張家洼煤礦泥巖頂板開切眼的支護難題，提出了梯次主動支護和主動被動協同控制技術；王再峰[6]研究了辛置煤礦K8 中細砂巖頂板下的開切眼支護技術；劉治成[7]等利用FLAC3D 軟件模擬了大跨度開切眼的頂底板位移及塑性區發育情況，提出了強力錨桿索的支護方案；楊玉亮[8]采用數值模擬、理論分析等手段對紅柳林礦25206 工作面開切眼支護進行了優化，提高了支護效能；張鄭波[9]利用數值模擬的方式分析了開切眼不同支護條件下的變形特征，從而提出錨網索聯合支護技術。本文結合陽煤集團景福礦15 號煤在大斷面開切眼支護中遇到的變形控制難題，開展了桁架錨索支護技術的研究。

1 概 況

景福礦井田主要含煤地層為二疊系下統山西組及石炭系上統太原組，共含煤14 層，含煤地層總厚181.06 m，煤層總厚11.97 m，含煤系數6.61%。15 號煤層位于太原組下部，煤厚最大5.21 m，平均4.00 m，屬穩定的全區可采厚煤層，為礦井的主采煤層。煤層平均埋藏深度為591 m，傾角4°～9°，平均5.7°。煤層頂底板條件如圖1 所示。

圖1 15 號煤頂底板巖性Fig.1 Lithology of No.15 coal roof and floor

景福礦15103 工作面采用綜合機械化走向長壁開采，全部垮落法處理頂板，開切眼規格為4 000 mm×9 000 mm（寬×高），沿15 號煤層頂板布置。

2 原支護方式存在的問題

2.1 原支護主要參數

原15 號煤15103 工作面開切眼采用的是錨網索支護，頂板及非回采幫采用螺紋鋼錨桿，規格為φ18 mm×2 000 mm，配2 卷Z2335 樹脂藥卷錨固，間排距為900 mm×900 mm?；夭蓭筒捎玫氖遣Ａт撳^桿，間排距為900 mm×900 mm。巷道頂板補打錨索加強支護，錨索直徑為17.8 mm，長度為6 300 mm，鉆孔深度為6 000 mm，采用4卷Z2335 樹脂錨固，布置方式為3-2-3，排距為900 mm。

2.2 變形特征觀測

15103 工作面開切眼掘進后變形嚴重，主要表現為以下方面。

（1）巷道下沉量大。切巷頂板呈現整體下沉，并且下沉量大，尤其是巷道中部，支架安裝時的最大下沉量可達500 mm 以上。

（2）支護損壞。部分區域的錨桿索托盤出現外翻，局部托盤與頂板脫離，并且部分區域錨網被撕裂，出現網兜。

2.3 原因分析

在現場調研的基礎上，結合15 號煤層的頂底板條件，分析研究造成切巷變形嚴重的主要原因。

（1）切巷跨度較大。

開切眼的巷道寬度達到9.0 m，幾乎為順槽寬度的2 倍?？缍鹊脑黾釉斐上锏绹鷰r應力及變形急劇增長，傳統的順槽支護方式整體支護強度較低，對巷道變形的控制效果差。

（2）煤層頂底板巖性。

由圖1 可以看出，15 號煤的頂板為堅硬的石灰巖，底板為松軟的泥巖，為典型的“硬頂軟底”組合，巷道泥巖底板作為整個支護系統的承載基礎較差，而石灰巖頂板裂隙較少，整體性強，容易出現區域性下沉。

（3）煤層厚度的影響。

15 號煤的厚度變化較大，最大厚度達到5.2 m，平均厚度為4.0 m。開切眼按4 m 高度掘進，部分區域頂板有煤層，極易出現垮落，造成巷道變形量大。

3 支護方案優化

3.1 桁架錨索的優點

根據15103 工作面開切眼的變形特點，結合原因分析，確定采用以桁架錨索為主的支護方式。桁架錨索是將2 根傾斜布置的錨索利用專用的連接器連接到一起，其作用機理如圖2 所示。

圖2 桁架錨索支護原理Fig.2 Supporting principle of truss anchor cable

與傳統的單體錨索相比，將2 根錨索布置為桁架模式具有明顯的優點。

（1）增大與頂板的接觸面積。

單體錨索與頂板屬于點接觸，支護面積有限，而桁架錨索與頂板為線型接觸，并且接觸面的長度一般大于2 000 mm，大大提高了對頂板的支護強度。

（2）錨固點穩定。

由圖2 可以看出，桁架布置的2 根錨索與巷道頂板有一定的夾角，其錨固點位于巷道兩幫上方的穩定巖體中，受巷道變形的影響較小。

（3）具有一定的變形適應能力。

當巷道頂板出現小程度的變形時，錨索底部的錨索可具有一定程度的延伸性，可適應頂板的變形，同時由于巷道頂板壓力影響，受拉的2 根錨索可提供更強的支護力，減少頂板的進一步下沉。

3.2 巷道圍巖破壞深度計算

為保證支護效果，錨桿索的長度應大于頂板及兩幫的破壞深度。建立如圖3 所示的力學模型。

圖3 圍巖破壞范圍計算Fig.3 Calculation of surrounding rock failure range

根據彈塑性力學理論，頂板破壞深度h 的計算公式為：

式中：a 為巷道寬度，m；Rc為頂板巖層的抗壓強度，MPa；b 為兩幫的破壞深度，m；H 為切巷的高度，m；θ 為塌落角，與煤層的內摩擦角有關。

代入數據可得，15103 工作面開切眼頂板的破壞深度為6.2 m，巷幫破壞深度為1.9 m。

3.3 優化方案

結合15 號煤層的地質條件，確定桁架錨索支護方案如圖4 所示。

圖4 15103 開切眼優化支護方案Fig.4 15103 open-off cut optimization support scheme

3.3.1 頂板支護

（1）錨桿支護。

巷道頂板采用BHRB500 螺紋鋼制作的高強錨桿，抗拉強度為670 MPa，規格為φ22 mm×2 400 mm，拉斷載荷為255 kN。每根錨桿配2 卷K2360樹脂藥卷錨固。錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm（長×寬×厚）的碟形托盤，錨桿采用厚度為5 mm 的W 鋼帶連接到一起。

（2）錨索支護。

頂板錨索為單體錨索和桁架錨索聯合布置，錨索直徑為20 mm，1×19 結構，其拉斷載荷為510 kN，延伸率為7%，較之前錨索分別提高25%和75%。

單體錨索的長度為8 300 mm，鉆孔深度為8 000 mm，采用4 卷K2360 數值藥卷錨固，配400 mm×400 mm×16 mm（長×寬×厚）的托盤。

2 根桁架錨索的長度為9 500 mm，鉆孔深度為8 000 mm，與豎直方向的夾角為20°，采用4 卷K2360 數值藥卷錨固，桁架錨索底部跨距為2 500 mm。

3.3.2 巷幫支護

實體煤幫采用φ20 mm×2 000 mm 高強螺紋鋼錨桿，回采煤幫采用φ20 mm×2 000 mm 玻璃鋼錨桿，布置方式保持不變。

切巷成型后，安裝支架及設備之前對巷道底板利用混凝土進行鋪底硬化，強度不低于C20，厚度為200 mm。

3.4 應用效果

為驗證桁架錨索支護效果，在15103 工作面掘進過程中，采用十字布點法布置測點對巷道變形進行觀測。由于后期需要對底板進行臥底硬化，因此底板變形不予觀測。2 號測點的頂板下沉量兩幫變形觀測結果如圖5 所示。

圖5 巷道變形觀測結果Fig.5 Roadway deformation observation results

由圖5 可以看出，開切眼掘進初期，變形速率相對較快，大變形持續時間約為10 d 左右，之后巷道變形進入穩定期，該階段頂板下沉量約為44 mm，回采幫鼓出量約為21 mm。開切眼二次擴幫掘進時，巷道再次出現變形，但時間較短，最終頂板下沉量為66 mm，回采幫鼓出量為27 mm。巷道變形量較小，保證了工作面設備的正常安裝。

4 結論

（1）景福礦15 號煤為典型的“硬頂軟底”煤層，承載基礎差，15103 工作面開切眼寬度達到9 m，頂板壓力大，且煤層厚度不均勻，造成部分區域有煤頂，巷道變形量大。

（2）與單體錨索相比，桁架錨索增大了與頂板的接觸面積，且錨固點位于巷道兩幫上方的穩定巖體中，受巷道變形的影響較小。在巷道變形時同步受拉，支護力變大，可有效控制巷道頂板的變形。

（3）礦壓觀測表明，優化后的桁架錨索支護方案巷道頂板下沉量為66 mm，回采幫鼓出量為27 mm，減沉80%以上，并且減少了巷道維修量，保證了工作面設備的正常安裝，取得了顯著的經濟和社會效益。