綜采工作面大跨度開切眼支護研究及實踐

張 羽

（1.太原理工大學礦業工程學院，山西 太原030024；2.潞安集團余吾煤業公司，山西 長治046100）

山西某礦設計生產能力為3Mt／a，走向長度達5.4 km，傾斜長度10～11km，井田面積約為42.67km2。31011工作面是該礦井東一盤區首采工作面，主采煤層為山西組3＃煤層，底板標高為－485m～－481m，煤層平均厚度為6.0m；工作面設計走向長度和傾向長度分別為1350 m和130m，煤層傾角為7°～13°，平均為8.5°，可采系數為1，屬穩定可采厚煤層；該煤層上覆巖層基巖厚度為45～75 m，工作面煤層直接頂為厚3～6m的砂質泥巖和細粒砂巖，基本頂為厚4～7m的粗粒砂巖；直接底為厚2～3.8m的泥巖～砂質泥巖，基本底為厚3～6m的粗粒砂巖。由于工作面頂板基巖厚度較薄，根據該礦井其他盤區開采實踐，工作面開切眼會出現較大幅度的變形。分析認為，只有改變以往的切眼支護方式，采用新技術和新工藝，才能保證切眼的穩定性。

1 切眼斷面形狀和支護方式的確定

1.1 切眼斷面形狀的確定

31011綜采工作面所選用的開采方式為后退式全部垮落式開采，欲選用ZF6800／20／38型液壓支架進行采場支護。可見，滿足其安裝要求的切眼斷面尺寸最低為7m×2.5m。考慮到礦井切眼掘進工作經驗，同時為了保證工作面能夠及時貫通和“三機”的有效搭接，決定將開切眼設計為矩形斷面。

1.2 支護方式的確定

31011綜采工作面切眼斷面尺寸（寬×高）確定為8.0 m×3.0m，支護方式確定為“錨桿—錨索—金屬網”聯合支護，同時采用鋼帶、單體柱與鉸接梁作為切眼的輔助支撐系統。依據理論及經驗對支護參數進行計算和確定。

（1）錨桿參數的確定：錨桿的參數主要包括錨桿長度、間排距和直徑等，錨桿長度的合理選擇是錨桿支護的基礎，間排距和直徑的合理選擇有助于提高錨桿支護強度，可以有效控制巷道頂板的變形和離層〔1－3〕。錨桿長度可由公式（1）確定：

式中：L為錨桿長度，m；L1為錨桿外露長度，m；L2為錨桿有效支護長度，m；L3為錨桿錨固長度，m；f為普氏硬度系數；B為工作面切眼寬度，m；H為工作面切眼高度，m；θ為內摩擦角，（°）。

由礦井資料可知，錨桿外露長度L1＝0.15m，錨桿錨固長度L3＝1.0m，工作面開切眼頂板和煤層普氏系數f分別為3.5m和2.0m，將各參數代入上式可得頂錨桿長度L＝2.4m，幫錨桿長度L＝2.5m。

錨桿間排距可由經驗公式D≤L／2確定，將錨桿布置為間排等距，確定D≤1.2m。考慮到31011工作面采高較大，頂板為砂質泥巖～粗粒砂巖，該巖層節理裂隙較發育，且在局部地帶存在破碎現象，結合以往切眼支護所取得經驗和教訓，決定確定頂錨桿間排距為0.8m×0.8m，幫錨桿間排距為0.7m×0.8m。理論認為，錨桿的支護阻力和支護剛度與直徑成正比關系〔4〕，因此，在選用錨桿時可以適當考慮大直徑錨桿。考慮到礦井現有的鉆孔設備所得孔徑為28～32mm，而研究認為錨桿與鉆孔間隙在7～11 mm范圍內錨固效果最佳，因此可以選用的錨桿直徑須為17～25mm之間。本著節約錨固劑、降低錨桿支護成本的目的，同時滿足支護要求的前提下，決定頂錨桿和幫錨桿分別選用直徑22mm和20mm的左旋螺紋無縱筋錨桿。

（2）錨索參數的確定：根據資料顯示，31011綜采工作面直接頂為3～6m，砂巖基本頂為4～6m，故錨索長度應不小于6m。為避免直接頂與基本頂交界范圍內巖層存在不穩定現象，在進行錨索長度確定時采取相應延長的方法，確定錨索長度為8.3m。同時結合以往支護實踐，確定錨索直徑為17.8mm，錨索間排距設計為1.8m×1.8m，預緊力不低于100kN。

（3）輔助支撐系統：金屬網選用冷拔絲編制而成的網孔參數為100mm×100mm的經緯網，網片搭接長度為100～150mm，搭接處用12＃鐵絲捆綁不小于2圈。鋼帶選用4m長的W型鋼帶，每排由2條鋼帶對接而成。考慮到大斷面支護容易產生切眼變形，為了提高切眼的穩定性，可增加單體柱和鉸接梁進行加強支護〔5〕。單體柱初撐力應不低于90kN；鉸接梁沿切眼走向布置，共布置四列，間距分別為距切眼上和下幫0.8m和2.4m，鉸接梁下安設單體柱，單體柱初撐力應不低于90kN，單體柱柱牙應緊扣鉸接梁，柱腳應穿鞋，同時上掛好防倒繩。

31011綜采工作面開切眼支護設計見圖1。

圖1 31011綜采工作面開切眼支護設計示意

2 開切眼支護效果分析

為了驗證該支護方式對31011綜采工作面開切眼支護的可靠性，在開切眼掘進的同時對開切眼頂板離層、變形等進行實測，根據所得觀測結果對支護方式進行優化。在該工作面開切眼安裝三組頂板離層儀，分別距運輸巷5 m、10m和20m，離層儀深部錨點安設在開切眼頂板上方8.3m，淺部錨點位于錨桿根部；在距開切眼掘進工作面20 m布置一個表面觀測站（觀測站布置3個測點）用以觀測開切眼變形規律，將頂板離層儀和表面觀測站所得數據進行統計分析。

根據觀測結果可知，在開切眼掘出的15d內，頂板變形速度較大，隨之趨于穩定；在10d內，開切眼兩幫變形速度較大，而后逐漸趨于穩定；觀測期間頂底板移近量超過170mm，兩幫移近量超過260mm，由此可知該變形不至影響綜采設備的正常安裝。對錨桿和錨索進行抗拉拔實驗，確定開切眼掘進后頂錨桿和幫錨桿分別承受了100kN和75kN左右的力，錨索承受的拉力為140～160kN，可見錨桿和錨索有效阻止了在其錨固范圍內的頂板離層現象，對于控制頂板變形發揮著重要的作用。

3 結語

31011綜采工作面大跨度開切眼采用“錨—網—索—鋼帶”聯合支護方式有效地控制頂板離層和切眼變形，同時改變了傳統的大跨度切眼支護的隨意性。采用該支護方式，開切眼在掘進初期變形較快，但錨桿、錨索和金屬網等能夠形成統一的整體，通過錨固強化作用在允許圍巖存在一定變形的基礎上提高了開切眼圍巖的力學性質，保證了開切眼圍巖的穩定性和整體性。單體柱和鉸接梁的使用也在一定程度上起到了補強加固作用，保證了開切眼的穩定。“錨—網—索—鋼帶”聯合支護方式雖然在支護材料方面高于工字鋼支護，但考慮到工字鋼支護所需要的運輸和維修成本，綜合考慮該支護方式綜合效益顯著，該實踐成果為研究大跨度開切眼支護提供了可參考經驗。

〔1〕李 云，韓立軍，孫昌興，等 .綜放工作面大跨度切眼錨網索支護技術研究〔J〕.金屬礦山，2012，（6）：37－41.

〔2〕張默男，武志俊 .大采高、大跨度綜采工作面切眼支護技術〔J〕.煤炭技術，2007，26（8）：126－127.

〔3〕李位民，孫鳳福，蔡 濤 .大跨度切眼錨網錨索支護研究〔J〕.山東煤炭科技，1999，（4）：27－30.

〔4〕劉永杰，馮秀強，劉洪超 .趙固一礦大跨度綜采工作面切眼支護技術研究〔J〕.中州煤炭，2009，（12）：13－14.

〔5〕張久里 .綜放工作面大跨度切眼支護技術研究及應用〔J〕.山東煤炭科技，2013，（5）：9－10.