特厚煤層綜放大斷面開切眼支護技術研究

霍 璇

（陜西彬長小莊礦業有限公司，陜西 咸陽 713500）

小莊煤礦以往生產組織過程中，存在大斷面切眼頂板下沉嚴重、兩幫片幫和肩角變形等圍巖失穩問題，影響了工作面的安全生產。40309 工作面具有相同的地質條件，開展40309 切眼支護研究十分必要。

1 概況

小莊煤礦40309 切眼位于4 煤層中部，距煤層頂板15.2 m 處，4 煤層埋深約為531～731 m，煤層厚度19～28 m。4 煤層偽頂為砂巖，厚度0～0.73 m；直接頂為砂質泥巖，厚度0.72～0.73 m；基本頂為粉砂巖，厚度9.16～8.10 m；直接底板為泥巖，厚度4.82～6.64 m。工作面以綜放形式開采，全部垮落法管理頂板，煤層開采厚度15.2 m，割煤高度3.8 m，放煤高度11.4 m，采放比1:3。

40309 切眼總長為195 m，一次成巷寬5.7 m，高3.9 m；二次成巷寬為9.2 m，高為3.9 m，斷面為32 m2。切眼南北兩側為回風和運輸順槽，東西兩側以及頂底板均為實體煤。

2 大斷面切眼失穩原因

針對以往的大斷面切眼頂板下沉嚴重、兩幫片幫和肩角變形問題，經現場勘測分析，總結支護失穩產生的原因主要有以下三個方面：

（1）在開切眼前，巖體內部原巖應力相對穩定，開挖后打破原巖應力平衡狀態，改變應力分布。由于開掘后寬度9.2 m，高度達3.9 m，斷面面積高達32 m2，使得應力集中系數偏高，從而產生頂板下沉嚴重和兩幫片幫的現象[1]。

（2）切眼頂板受到的垂直應力是由其上覆載荷產生，而上覆載荷與埋深呈正相關關系，埋深大小是影響巖體垂直應力大小的關鍵因素。切眼位于4 煤層，煤層埋深約為531～731 m，埋深大，頂板上方垂直應力高，切眼頂板煤層在高垂直應力作用下易破碎，導致圍巖強度降低，從而導致頂板產生劇烈下沉現象。

（3）切眼頂底板和兩幫均為煤層，相較于巖石，煤體自身天然裂隙發育。在相同垂直應力下，煤體裂隙重度發育，更容易破碎，從而降低圍巖強度，導致頂底板和兩幫移近明顯。

3 開切眼支護技術方案

根據上述的大斷面切眼失穩原因以及40309 切眼地質條件，綜合考慮設計40309 切眼支護方案[2]。

3.1 支護原理

（1）采用錨桿+W 型鋼帶+金屬網組合成“組合梁”結構。因頂板煤層厚度大，錨桿以全錨的形式支護頂部煤層，錨桿在強化頂板內煤體的同時抑制裂隙發育，減少垂直應力對煤體的破壞，可以有效約束頂底板的相對移近。

（2）采用錨索+槽鋼形成“錨索梁”結構，將錨桿錨固煤體懸吊起來，將頂板松動煤層的載荷轉移至上方穩定煤層[3]。

（3）采用以全錨的形式在肩角處布置錨桿，結合幫部錨桿的支護作用，可以提高錨桿支護強度，降低切眼肩角的應力集中，阻礙裂隙發育，進一步提升錨桿對切眼肩角的支護作用。

3.2 支護參數計算

40309 切眼開挖后，打破原應力平衡，應力重新分布，切眼圍巖會形成自然平衡拱（普氏拱）。為切眼圍巖控制得到最大支護強度，錨桿和錨索需要控制整個易冒落巖體（普氏拱拱高Hg）。Hg可根據普氏圍巖壓力計算模型計算，普氏圍巖壓力計算模型如圖1。

圖1 普氏圍巖壓力計算模型

式中：f為堅固系數，3；φ為頂板煤層內摩擦角，30°；B為巷寬，9.2 m；H為巷高，3.9 m。經計算得出Hg=2.28 m。

（1）錨桿長度

由于Hg=2.28 m，錨桿支護方式采用95%全錨，即錨桿桿長由外露桿長和錨固易冒落巖體桿長共2部分組成，即：

式中：LL為錨桿桿長；LL1為外露桿長，取0.1 m。

經式（2）得出LL=2.5 m。由計算結果結合切眼地質條件可得，頂板錨桿選用Φ22 mm×2500 mm左旋無縱筋紋鋼錨桿，錨固力為50 kN。出于對生產安全考慮，非回采幫選用Φ22 mm×2500 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，回采幫選用Φ22 mm×2500 mm 玻璃鋼錨桿，錨固力為50 kN。

（2）錨索長度

錨索索長由外露索長、錨固懸吊易冒落巖體索長以及錨固索長共3 部分組成，即：

式中：LS1為錨索外露索長，取0.25 m；LS2為錨索錨固索長，取4.5 m。

經式（3）得出LS=7.03 m。由計算結果結合切眼地質條件可得，頂板錨索選用Φ21.8 mm×7100 mm 高強低松弛預應力鋼絞線，預應力為200 kN。

（3）頂板及兩幫錨桿、錨索間排距

由錨桿錨固力可得頂板錨桿間排距為700 mm×800 mm，幫部錨桿間排距為750 mm×800 mm。由錨索預應力可得頂板錨索間排距為1400 mm×1600 mm[4]。

3.3 支護具體方案

（1）頂板支護

頂部采用錨網索+槽鋼+W 型鋼帶支護。具體切眼頂板支護方案見表1。

表1 切眼頂板支護方案

（2）幫部支護

幫部采用錨桿支護，切眼兩幫支護方案見表2。

表2 切眼兩幫支護方案

（3）補強支護

選用兩根DW25-350/110x 型單體支柱對頂板進行補強支護，間距為1200 mm。

切眼頂板以及兩幫支護具體參數如圖2。

圖2 切眼斷面支護圖（m）

4 切眼支護效果分析

40309 切眼一次成巷14 d，二次成巷18 d。在一次成巷結束，二次成巷15 m 處布置觀測站，通過十字觀測法，對頂底板及兩幫移近量進行監測。第一周1 d 測1 次，隨著開挖進度，擾動降低，改為第二周2～3 d 測一次，觀測總共持續28 d。切眼頂底板及兩幫移近量如圖3。

圖3 切眼頂底板及兩幫移近量觀測曲線

在1～7 d 切眼一次成巷初期圍巖變形明顯，7 d內頂底板移近量為58 mm，兩幫移近量為30 mm，7 d 以后逐漸穩定；16 d 以后，由于二次成巷擾動，切眼頂底板急速移近，頂底板移近量97.5 mm，兩幫移近量48.6 mm；21 d 后切眼頂底板及兩幫移近量略微上漲，頂底板移近量98 mm，兩幫移近量50 mm。相對于切眼成巷后，高度減少2.51%，寬度減少0.54%，說明40309 切眼支護效果良好。

5 結論

（1）分析得出應力集中系數高、垂直應力大和裂隙發育是影響大斷面切眼產生失穩的3 個主要原因。

（2）針對大斷面切眼失穩原因，建立“錨桿、錨索、金屬網、槽鋼及W 型鋼帶”聯合支護系統。

（3）頂底板移近量為98 mm，兩幫移近量為50 mm，相對于切眼成巷后，高度減少2.51%，切眼寬度減少0.54%，支護效果良好。