基于薄煤層開切眼的錨網索聯合支護研究與應用

關錫鑌

（平頂山天安煤業(yè)股份有限公司二礦，河南 平頂山 467000）

隨著綜采工藝在煤炭開采中的比重逐漸增加，工作面的機械化程度和開采效率得到了大幅度的提高[1]。然而，在工作面回采結束后，還需要考慮工作面的回撤，實現工作面的快速安全回撤，同樣也是整個礦井實現安全高效開采的重要一環(huán)[2-4]。平煤二礦的煤層賦存特點為煤層薄、頂板破碎難以控制,并且礦山壓力較大，以往采用的架棚支護[5]不僅成本高、勞動強度大、運輸困難，而且后期回收和維修難度大，極大地阻礙了工作面的快速回撤進度。本文以平頂山天安煤業(yè)股份有限公司二礦（簡稱“平煤二礦”）己17-23010開切眼為研究對象，首先從力學機理上分析了開切眼上覆巖層發(fā)生失穩(wěn)破壞的本質原因，進而依托現場實踐探索了錨網索聯合支護[6-7]在薄煤層開切眼中的應用，從而為此類煤層工作面的快速回撤和安全高效開采提供一定的理論和借鑒意義。

1 大跨度開切眼穩(wěn)定性分析

1.1 大跨度開切眼頂板破壞機理分析

原巖應力狀態(tài)下，綜采工作面開切眼周邊圍巖處于三向應力狀態(tài)下，并始終保持平衡穩(wěn)定的狀態(tài)；由于開切眼的掘進開挖，圍巖應力將進行重新分布，重分布后的圍巖應力將會發(fā)生變化，初始地應力平衡狀態(tài)被打破[8-10]。假定地表是水平的，并且開切眼上覆巖層也是水平分布的狀態(tài)，在只計開切眼上覆巖層自重影響而不考慮構造應力的情況下，可以得到開切眼上頂面在垂直方向上的應力變化情況，如圖1 所示。

圖1 綜采工作面開切眼垂直應力的變化圖

在井下薄煤層綜采過程中由于開切眼掘進引起的開采擾動作用，使得開切眼周邊煤巖體在初始原巖應力狀態(tài)下建立起的平衡被打破，在擾動作用下，開切眼上覆巖層所處的應力狀態(tài)會產生較大的應力變化。根據開采擾動理論，當開挖后的開切眼周邊圍巖應力值高于原巖應力狀態(tài)下的強度值時，圍巖會在自由面方向上產生滑移變形，假如該變形過大則會引起圍巖發(fā)生失穩(wěn)破壞，進而給開切眼的掘進工作埋下安全隱患；當綜采開切眼受開采擾動作用的影響，圍巖的殘余強度較低并且小于原巖應力值時，則該處的圍巖無法繼續(xù)維持結構的穩(wěn)定與完整而發(fā)生失穩(wěn)破壞，否則可以判斷出開切眼周邊圍巖是穩(wěn)定的。

1.2 開切眼頂板巖梁結構力學分析

對大跨度開切眼穩(wěn)定性進行分析，最主要的手段是力學理論分析。由于巷道頂板巖層受到自身重量和軸推力N的同時作用。這時不能只考慮頂板巖層自身重量的作用，應該將頂板巖層的自身重量q的軸推力N作用同時作為造成頂板彎曲失穩(wěn)的影響因素。

頂板巖層受力示意如圖2 所示，根據圖2 可以看出頂板巖層的屈曲破壞原理為：由于巖層本身的重力作用，會發(fā)生一定的初始彎曲變形；由于水平向軸力N的作用，在截面上同樣會引起一個附加彎矩的作用，根據疊加原理，巖層的彎曲變形會逐漸增大；此外，隨著彎矩變形的逐漸增大，軸力N作用在巖層上的彎矩以及彎曲變形會進一步增大，當其達到一定值時，將使巖層無法滿足繼續(xù)平衡的條件而發(fā)生最終的破壞。在自重q和軸向壓力N的作用下，巖層的彎曲變形方程由式（1）表達

圖2 頂板巖層受力示意圖

式中：Mx=NAx-MA-0.5qx2+Nw=0.5qlx-ql2/12-0.5qx2+Nw，其中w為沿開切眼跨度方向上的撓度值，MA為沿開切眼一側支點A的正截面彎矩大小，Mx為距離支點A距離為x處的正截面彎矩值，NA為煤壁在A處的支撐力大小，N為軸推力值；E和I分別為頂板巖層彈性模量和極慣性矩。通過解上述方程，可得

式中：K=N/（EI），A和B分別為待定常數，根據邊界條件將邊界條件代入到公式（2）中，可以求出A和B的值，進而可以得出開切眼頂板最大撓度值為

令w0表示自重q單獨作用時的跨中撓度最大值，通過計算可知w0=ql4/（384EI），可得

在x=0.5l處巖層的彎曲拉應力為

式中：W為開切眼巖層頂板截面抗彎抵抗矩，S為截面橫截面積，γ為相關系數。式中的時趨于無窮大，其中n為整數。當時，頂板巖層就失去了抵抗軸壓力N的能力，進而發(fā)生屈曲破壞。當最小軸向壓力N=0 時，則巖層發(fā)生屈曲破壞。將用Ncr表示時，可以得到

圖3)與)間的關系圖

2 己17-23010 切眼錨網索聯合支護施工及效果分析

隨著開切眼的開挖，綜采開切眼周邊圍巖應力會進行重分布，由于平煤二礦己17-23010 開切眼圍巖為軟弱巖體，僅靠其自身強度難以維持穩(wěn)定狀態(tài)，因而會由于變形的增大而在圍巖體內部產生眾多的微小裂隙。在此情況下，如果沒有及時對開切眼工作面進行支護，其變形就會不斷變大，從而引起圍巖的失穩(wěn)破壞。基于以上分析可知，在開切眼工作面掘進后應立刻采取有效的支護措施，構建出支護體與圍巖體聯合支護體系，從而保證開切眼掘進工作的順利進行。此外，需要注意的是在開切眼開挖之后，在開切眼的上方2 個角的位置處會形成應力集中現象，引起圍巖發(fā)生較大的損傷，進而導致頂板發(fā)生整體下沉。因此，為保證開切眼圍巖穩(wěn)定，還需對開切眼角部圍巖進行特殊支護。

2.1 開切眼頂板支護錨桿設計理論計算

在錨網索聯合支護中，錨桿的設計按懸吊理論進行計算。

1）頂板錨桿長度L為

式中：L1、L2、L3分別表示開切眼頂板錨桿外露長度、軟弱巖層厚度及錨桿伸入穩(wěn)定巖層深度。L=L1＋L2＋L3≥100 mm＋1 000 mm＋300 mm=1 400 mm，取其值為1 800 mm，根據現場地質情況可采用Φ22×2 400 mm 高強錨桿。

2）頂板錨固力N可按錨桿桿體的屈服載荷計算

式中：σs、d分別表示頂板錨桿的屈服強度值及桿體直徑大小，根據錨桿承受的極限荷載為拉應力，因此推算出錨固力N=πd2σs/4=157 kN，取150 kN，故Φ22×2 400 mm 錨桿滿足受力條件的要求。

3）頂板錨桿間排距計算。板錨桿間排距包括錨桿間距及錨桿排距的確定，其中錨桿間距應滿足D≤L/2，錨桿排距按式（9）進行計算

式中：L0表示錨桿排距；n表示每排錨桿根數；N表示設計錨固力；K表示安全系數；R是開切眼頂板上覆巖層平均容重，根據巖層柱狀圖計算，取其值為24 kN/m3；a表示巷道掘進寬度值的一半；L2表示軟弱巖層厚度，根據現場情況，取1.0 m。從而可以得到

錨桿間距D≤L/2=0.5×1 800=900 mm，取D=850 mm；

錨桿排距L0=nN/2KRaL2=150×3/（2×3×24×3.6×1）=0.87 m，取L0=800 mm。

2.2 支護布置方式及規(guī)格參數

己17-23010 開切眼的直接頂為3.14 m 厚砂質泥巖，基本頂為3.49 m 厚泥巖，直接底為4.4 m 厚砂質泥巖，基本底為25.39 m 細砂巖，預測頂板位移量在0～10 mm，圍巖松動圈為0～400 mm，圍巖穩(wěn)定性為非常穩(wěn)定，I 類圍巖，但因埋深較大，掘進期間局部頂板將會出現裂隙、離層、破碎和煤幫片落等現象，局部應力重新分布，動壓影響大，不易控制，現場主要有以下3種支護形式。

1）臨時支護：進行支護作業(yè)的過程中，使用戴帽單體柱按柱距1～2 m 打在硬底上，使用水槍給單體柱加壓，柱體升起支撐住錨梁（錨網），然后在可靠的臨時支護下進行永久支護或其他作業(yè)。

2）永久支護：開切眼頂部和兩幫采用錨（網）梁支護。在開切眼正常掘進過程中，采用一掘一錨的方法，每次綜合掘進一個循環(huán)完成后立即在當前臨時支護下開展錨（網）梁永久支護。

3）特殊支護：開切眼開挖過程中穿過斷層時，需要考慮斷層的影響，從而選擇合適的支護形式。這里有2種情況，分別為雖然穿過斷層，但是當開切眼上部巖層頂板完整性較好、硬度較大、強度較高時，可以忽略斷層的影響而按照正常施工時的支護方法進行支護；當開切眼開挖掘進穿過斷層時，如果開切眼上部頂巖性較差、破碎度較高時，則要減小錨桿、錨索間排距并循環(huán)逐排施工。

根據現場煤巖體的物理力學性質和擾動應力分布特征，分別采用以上3 種支護形式，這3 種支護形式是動態(tài)變化的，即在同一個開切眼掘進期間支護方式的選擇并不唯一，而是根據情況交叉使用以上3 種支護方式。在采用錨網索聯合支護時，巷道斷面采用的布置形式與規(guī)格如下。

1）斷面頂板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高強錨桿＋4 500 mmW 鋼帶支護，采用掛2 600 mm×1 200 mm金屬絲編織矩形網，錨桿間排距850 mm×800 mm。東幫頂板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高強錨桿＋2 200 mmW 鋼帶支護，采用掛2 600 mm×1 200 mm金屬絲編織矩形網，錨桿間排距850 mm×800 mm。頂板錨索采用1 860 MPa，21.8 mm×6 000 mm 七絲低松弛鋼絞線，錨索間排距2 000 mm×1 600 mm。

2）頂板錨桿每孔使用2 卷樹脂錨固藥卷，頂板錨桿錨固力230 kN，頂板錨桿螺母扭矩320 N·m。錨索每孔使用3 卷樹脂錨固藥卷，錨索的錨固力200 kN。幫錨桿每孔使用2 卷樹脂錨固藥卷，幫錨桿錨固力130 kN，幫錨桿螺母扭矩取160 N·m。

3）在使用樹脂藥卷時，優(yōu)先使用快速藥卷，其次為中速藥卷。當巷道穩(wěn)定性較差裂隙發(fā)育比較明顯時，應增加中速樹脂藥卷的數量。

4）掘進工作面通過斷層或構造帶，當巷道有效高度大于3.5 m 時，應在兩側額外打一排錨索，其間距控制在2 400 mm 左右，并且錨索的位置選擇在兩幫煤層的中部進行施工。

5）在施工期間，幫頂網搭接，當頂板發(fā)生斷裂或較為碎裂而導致頂部錨梁端部與煤壁之間的距離在300 mm 以上時，必須適當增加錨桿數量。

2.3 效用分析

現場實踐表明，在工作面開切眼支護方式采取錨網索聯合支護時，可以增加開切眼的掘進空間，增大錨桿之間的距離，節(jié)約錨桿材料，從而使得掘進工作面的成本得到極大程度的降低。以上經驗充分驗證了在薄煤層開切眼采用錨網索聯合支護優(yōu)勢明顯，前景廣闊。此外，當錨網索聯合支護應用到圍巖穩(wěn)定性較差的巷道時，例如巷道圍巖強度較低并且破碎程度較高時，或者由于構造應力較大而產生比較大塑性變形的情況下，能夠最大限度地增強掘進巷道的穩(wěn)定性，保證掘進工作的順利進行。與傳統的棚式支護（圖4（a））相比，錨網索聯合支護（圖4（b））優(yōu)勢明顯，主要體現在以下方面。

圖4 不同支護方式時的斷面圖

1）適用范圍廣，從根本上改善了支護狀況，保證了安全生產。

2）降低了工作人員作業(yè)強度，使得工作面的作業(yè)質量得到了提高。

3）降低了工作面所需支護物料的運輸成本，使得支護物料的運輸通道得到了疏通。

4）開切眼的掘進效率得到提升，對高效率掘進隊伍的搭建提供了有利條件。

5）支護材料的使用量有所降低，節(jié)約了該項成本。

6）有利于實現工作面的快速搬家，提高生產效率。

3 結束語

針對平煤二礦的薄煤層特點，為實現工作面的安全高效開采和快速搬家回撤，開展了錨網索聯合支護的施工方法。以平煤二礦己17-23010 開切眼為對象，通過分析開切眼圍巖的失穩(wěn)破壞規(guī)律，制定了錨網索聯合支護方案。通過與傳統棚式支護相比，錨網索聯合支護時的開切眼巷道更加安全穩(wěn)定，并有利于實現工作面的快速回撤。基于以上研究和分析，可在薄煤層中推廣使用錨網索聯合支護。