特厚煤层综放大断面开切眼支护技术研究

霍 璇

（陕西彬长小庄矿业有限公司，陕西 咸阳 713500）

小庄煤矿以往生产组织过程中，存在大断面切眼顶板下沉严重、两帮片帮和肩角变形等围岩失稳问题，影响了工作面的安全生产。40309 工作面具有相同的地质条件，开展40309 切眼支护研究十分必要。

1 概况

小庄煤矿40309 切眼位于4 煤层中部，距煤层顶板15.2 m 处，4 煤层埋深约为531～731 m，煤层厚度19～28 m。4 煤层伪顶为砂岩，厚度0～0.73 m；直接顶为砂质泥岩，厚度0.72～0.73 m；基本顶为粉砂岩，厚度9.16～8.10 m；直接底板为泥岩，厚度4.82～6.64 m。工作面以综放形式开采，全部垮落法管理顶板，煤层开采厚度15.2 m，割煤高度3.8 m，放煤高度11.4 m，采放比1:3。

40309 切眼总长为195 m，一次成巷宽5.7 m，高3.9 m；二次成巷宽为9.2 m，高为3.9 m，断面为32 m2。切眼南北两侧为回风和运输顺槽，东西两侧以及顶底板均为实体煤。

2 大断面切眼失稳原因

针对以往的大断面切眼顶板下沉严重、两帮片帮和肩角变形问题，经现场勘测分析，总结支护失稳产生的原因主要有以下三个方面：

（1）在开切眼前，岩体内部原岩应力相对稳定，开挖后打破原岩应力平衡状态，改变应力分布。由于开掘后宽度9.2 m，高度达3.9 m，断面面积高达32 m2，使得应力集中系数偏高，从而产生顶板下沉严重和两帮片帮的现象[1]。

（2）切眼顶板受到的垂直应力是由其上覆载荷产生，而上覆载荷与埋深呈正相关关系，埋深大小是影响岩体垂直应力大小的关键因素。切眼位于4 煤层，煤层埋深约为531～731 m，埋深大，顶板上方垂直应力高，切眼顶板煤层在高垂直应力作用下易破碎，导致围岩强度降低，从而导致顶板产生剧烈下沉现象。

（3）切眼顶底板和两帮均为煤层，相较于岩石，煤体自身天然裂隙发育。在相同垂直应力下，煤体裂隙重度发育，更容易破碎，从而降低围岩强度，导致顶底板和两帮移近明显。

3 开切眼支护技术方案

根据上述的大断面切眼失稳原因以及40309 切眼地质条件，综合考虑设计40309 切眼支护方案[2]。

3.1 支护原理

（1）采用锚杆+W 型钢带+金属网组合成“组合梁”结构。因顶板煤层厚度大，锚杆以全锚的形式支护顶部煤层，锚杆在强化顶板内煤体的同时抑制裂隙发育，减少垂直应力对煤体的破坏，可以有效约束顶底板的相对移近。

（2）采用锚索+槽钢形成“锚索梁”结构，将锚杆锚固煤体悬吊起来，将顶板松动煤层的载荷转移至上方稳定煤层[3]。

（3）采用以全锚的形式在肩角处布置锚杆，结合帮部锚杆的支护作用，可以提高锚杆支护强度，降低切眼肩角的应力集中，阻碍裂隙发育，进一步提升锚杆对切眼肩角的支护作用。

3.2 支护参数计算

40309 切眼开挖后，打破原应力平衡，应力重新分布，切眼围岩会形成自然平衡拱（普氏拱）。为切眼围岩控制得到最大支护强度，锚杆和锚索需要控制整个易冒落岩体（普氏拱拱高Hg）。Hg可根据普氏围岩压力计算模型计算，普氏围岩压力计算模型如图1。

图1 普氏围岩压力计算模型

式中：f为坚固系数，3；φ为顶板煤层内摩擦角，30°；B为巷宽，9.2 m；H为巷高，3.9 m。经计算得出Hg=2.28 m。

（1）锚杆长度

由于Hg=2.28 m，锚杆支护方式采用95%全锚，即锚杆杆长由外露杆长和锚固易冒落岩体杆长共2部分组成，即：

式中：LL为锚杆杆长；LL1为外露杆长，取0.1 m。

经式（2）得出LL=2.5 m。由计算结果结合切眼地质条件可得，顶板锚杆选用Φ22 mm×2500 mm左旋无纵筋纹钢锚杆，锚固力为50 kN。出于对生产安全考虑，非回采帮选用Φ22 mm×2500 mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，回采帮选用Φ22 mm×2500 mm 玻璃钢锚杆，锚固力为50 kN。

（2）锚索长度

锚索索长由外露索长、锚固悬吊易冒落岩体索长以及锚固索长共3 部分组成，即：

式中：LS1为锚索外露索长，取0.25 m；LS2为锚索锚固索长，取4.5 m。

经式（3）得出LS=7.03 m。由计算结果结合切眼地质条件可得，顶板锚索选用Φ21.8 mm×7100 mm 高强低松弛预应力钢绞线，预应力为200 kN。

（3）顶板及两帮锚杆、锚索间排距

由锚杆锚固力可得顶板锚杆间排距为700 mm×800 mm，帮部锚杆间排距为750 mm×800 mm。由锚索预应力可得顶板锚索间排距为1400 mm×1600 mm[4]。

3.3 支护具体方案

（1）顶板支护

顶部采用锚网索+槽钢+W 型钢带支护。具体切眼顶板支护方案见表1。

表1 切眼顶板支护方案

（2）帮部支护

帮部采用锚杆支护，切眼两帮支护方案见表2。

表2 切眼两帮支护方案

（3）补强支护

选用两根DW25-350/110x 型单体支柱对顶板进行补强支护，间距为1200 mm。

切眼顶板以及两帮支护具体参数如图2。

图2 切眼断面支护图（m）

4 切眼支护效果分析

40309 切眼一次成巷14 d，二次成巷18 d。在一次成巷结束，二次成巷15 m 处布置观测站，通过十字观测法，对顶底板及两帮移近量进行监测。第一周1 d 测1 次，随着开挖进度，扰动降低，改为第二周2～3 d 测一次，观测总共持续28 d。切眼顶底板及两帮移近量如图3。

图3 切眼顶底板及两帮移近量观测曲线

在1～7 d 切眼一次成巷初期围岩变形明显，7 d内顶底板移近量为58 mm，两帮移近量为30 mm，7 d 以后逐渐稳定；16 d 以后，由于二次成巷扰动，切眼顶底板急速移近，顶底板移近量97.5 mm，两帮移近量48.6 mm；21 d 后切眼顶底板及两帮移近量略微上涨，顶底板移近量98 mm，两帮移近量50 mm。相对于切眼成巷后，高度减少2.51%，宽度减少0.54%，说明40309 切眼支护效果良好。

5 结论

（1）分析得出应力集中系数高、垂直应力大和裂隙发育是影响大断面切眼产生失稳的3 个主要原因。

（2）针对大断面切眼失稳原因，建立“锚杆、锚索、金属网、槽钢及W 型钢带”联合支护系统。

（3）顶底板移近量为98 mm，两帮移近量为50 mm，相对于切眼成巷后，高度减少2.51%，切眼宽度减少0.54%，支护效果良好。