特大断面厚煤顶开切眼复合桁架锚索围岩控制技术

何富连，栗建平，蒋红军，许 磊，高 升，肖殿才

(中国矿业大学(北京) 资源与安全工程学院，北京 100083)

随着煤矿企业的集约化、大型化的发展趋势，开切眼巷道断面的尺寸在很大的程度上也被要求得到相应的提高。由于开切眼巷道断面大，增加了巷道围岩的控制难度，普通巷道的支护方式已经不能满足煤矿安全生产的要求。新的支护方式及支护理论相继被提出用于控制大断面巷道围岩[1]。据不完全统计，全国国有大中型煤矿每年需要新掘进的巷道长度高达8000km左右，其中80%以上为煤巷。由于我国煤层赋存条件复杂多样，近年来如何保障各种条件下，尤其是厚煤顶特大断面巷道围岩的稳定一直是矿业科技和工程工作者的工作重点。

1 工程地质条件

五家沟煤矿可采4#、5#、8#煤层，其中5#煤分叉为5-1、5-2煤，5203综放工作面主要采5-1煤，埋深250m，煤层厚度10.0～14.05m，平均厚12.0m，煤层厚度变化大；煤层倾角平均2°，属于近水平煤层；层理节理发育；一般含有夹矸0～4层，夹矸层厚0～1.0m，岩性多为砂质页岩；直接顶为砂质泥岩，平均厚度1.0m左右；老顶以细砂岩和中砂岩为主，有时为粉砂岩，灰白色；直接底为灰黑色泥岩，平均厚度2.5m左右。 5-2煤平均厚3.5m，其直接底砂质泥岩，平均厚2.5m。5203综放面开切眼顶板煤岩层综合柱状图见图1。

图1 5203综放面开切眼顶板煤岩层柱状

5203综放工作面设计面长300.0m，开切眼沿煤层底板掘进，矩形断面，长9.0m，宽3.5m，开切眼断面积为31.5m2，属于特大断面巷道[2]。

通过现场调研和理论分析，发现5203综放面开切眼围岩控制具有以下难点：

1) 顶煤厚度大。开切眼上部为6.5～10.55m厚的顶煤，厚度变化范围大。在掘进及矿山压力的双重影响下，顶煤破碎松软，易产生离层。

2) 巷道断面跨度大。巷道断面跨度9.0m。随着巷道断面跨度的增加，顶板下沉及两帮偏帮现象严重，巷道围岩的破碎范围加大，可能导致锚杆(索)的锚固点及锚固力失效。

3) 顶煤中含有软弱夹层。由于顶煤中软弱夹层的存在，顶板可能出现离层，导致锚杆(索)锚固点失效，给安全生产带来隐患。

4) 原有的支护方案不能给顶板煤岩层施加水平的挤压力，不利于顶板煤岩层在水平方向上形成稳定的承载结构。

由于上述控制难点的存在，采用原有的支护方案时，在相邻工作面的开切眼巷道控制中局部出现了较严重的顶锚杆和玻璃钢锚杆支护构件失效现象。同时由于顶煤厚且厚度变化较大；顶煤中存在0～4层的软弱夹层，强度较低；以及顶煤构造节理发育，时而出现严重的淋水现象，在顺槽的掘进过程中出现过冒高最高达4m的冒顶事故，存在冒顶事故安全隐患。

基于五家沟煤矿的现场实际生产地质条件、围岩控制难点及桁架锚索主动控制技术的优越性，提出了复向桁架锚索围岩主动控制技术。

2 复合桁架锚索系统优点

复合桁架锚索系统支护原理如图2所示。桁架锚索系统分别以巷道两帮肩窝深部及巷道中部三向受压煤岩体为锚固点[3]，顶板变形和离层对其影响很小，锚固点周边煤岩体不容易破坏，是桁架锚索系统发挥高锚固力的稳固承载基础；而且锚固点能随顶板弯曲下沉出现适度水平内移，桁架锚索系统受力合理增加且形成闭锁结构，可以有效防止顶板恶性变形和冒顶事故。

图2 复合桁架锚索支护原理

桁架锚索施加的复向预应力和支护力有利于顶板煤岩体处于三向受压应力状态，煤岩体强度和抗变形破坏能力得到提高，使锚固区中性轴下移，锚固区内更多煤岩体处于受压应力状态。巷道顶板挠度得到降低，并能有效控制巷道断面中部顶板的离层破坏。中性轴下移和桁架高预应力大幅度降低了锚固区煤岩层的最大拉应力，增加了锚固区内围岩稳定性。

桁架锚索斜穿煤帮上方附近顶板最大剪应力区，作用范围大，能够有效控制顶板剪切破坏；桁架锚索系统钢绞线上载荷连续传递，且能方便地施加高预应力，对顶板的支护力沿整个桁架结构呈“凹槽形”合理分布，作用路径大，巷道顶板受力状态良好。

复合桁架锚索系统不仅仅是单桁架锚索系统的简单叠加[4]。巷道中部单桁架锚索形成的压应力区域相互叠加，大大增加了巷道顶板的受压区域，使得巷道中部的煤岩体处于三向受压的应力状态，提供了可靠的锚固点[5]。

3 5203综放面开切眼支护方案设计

通过理论分析并结合现场实际生产地质条件，根据相似地质条件下的工程类比法形成了如图3所示的5203综放面开切眼特大断面煤巷支护设计方案[5]。巷道断面两次成型，第一次横靠综放面煤墙侧掘进，矩形断面，宽4.5m，高3.5m；第二次横靠采空区侧掘进，矩形断面，宽4.5m，高3.5m。

图3 5230综放面开切眼主动支护方案

3.1 顶板支护

顶板采用桁架锚索、锚杆、W钢带及金属网联合支护方式。桁架锚索采用Φ17.8mm，1×7股高强度低松弛预应力钢绞线，排距4.0m，锚索长9.4m，钻孔深8.0m，桁架锚索底跨2.25m；靠永久支护煤帮的桁架锚索距永久支护煤帮2.25m，锚索钻孔与铅垂线的夹角为20°；靠临时支护帮的锚索钻孔与铅垂线的夹角为10°；运用专用桁架连接器进行连接，并用配套锁具锁紧；采用一支CK2335和两支Z2360树脂药卷进行锚固，预紧力不低于120kN。

顶锚杆采用Φ18mm×2400mm左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，间排距皆为1.0m；每排布置5根锚杆，靠采空区侧及综放面侧的顶板角锚杆与铅垂线的夹角为15°，并且距煤帮250mm；其余垂直顶板布置。每根锚杆使用一支CK2335和一支Z2360树脂药卷进行锚固，预紧力矩不得低于220N·m；用规格为4500mm×100mm×5mm的W钢带和规格为50mm×50mm的金属网护顶，其中金属网压茬200mm。

3.2 两帮支护。

靠采空区侧锚杆采用Φ18mm×2000mm的左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，每排布置3根，间排距均为1.0m，最上位的帮锚杆距顶板400mm且与水平面成+15°角，最下位锚杆与水平面成-5°角，中间一根水平布置；每根锚杆使用一支CK2360树脂药卷锚固；预紧力矩不得低于120N·m。采用规格为50mm×50mm且压茬为200mm的金属网及规格为150mm×150mm×10mm的托盘进行护帮。

综放面侧煤帮采用Φ18mm×2000m的玻璃钢锚杆，每排布置4根锚杆，排距1.0m，间距0.7m；最上位的帮锚杆距顶板250mm且与水平面成+15°角，最下位锚杆与水平面成-5°角，中间两根水平布置；采用规格为3500mm×1200mm，压茬200mm的塑料网护帮。

第一次横掘过后在临时支护煤帮侧采用打点柱方式支护，点柱间距1.0m，每两根点柱间用4根木背板背帮。

4 开切眼支护方案数值模拟比较分析

采用FLAC3D数值模拟软件计算分析复向桁架锚索主动支护方案和原设计普通单体锚杆索支护方案对特大端面开切眼巷道围岩的控制效果。数值计算模型如图4所示，尺寸39m×30m×26.5m，采用摩尔-库伦本构关系。

图4 数值计算模型

通过数值模拟分析比较采用复向桁架锚索主动支护与原普通单体锚杆索支护后开切眼围岩位移场分布如图5所示。单体锚杆索支护时顶底板移近397.38mm，其中顶板下沉289.37mm，底鼓108.01mm；两帮移近493.17mm，其中左帮移近243.76mm，右帮移近249.41mm。顶底板移近量和两帮移近量分别为复向桁架锚索支护时的1.66倍和2.58倍。单体锚杆索支护时顶板下沉量较大的主要原因是锚索长度较短，长7.3m，锚固点位于下沉量较大的顶板煤体内，不能提供稳定的锚固点，锚固点随顶板弯曲下沉而下移。与此同时，两帮移近量较大，这主要是帮锚杆支护密度不够所致。碎裂厚煤层特大端面开切眼开掘后两帮各自形成了一个自由面，由于帮锚杆支护密度稀疏，在较大的水平应力和垂直应力的双重影响下，导致两帮移量近较大。在充分考虑了围岩的岩性及稳定性之后，复向桁架锚索主动支护方案适当地增加了锚索的长度和帮锚杆的支护密度。通过数值模拟分析可知，该方案能够很好地适应厚煤层特大端面开切眼的围岩变形，有效地控制围岩稳定。

图5 特大端面开切眼围岩位移场分布

5 现场矿压观测及数据分析

控制开切眼围岩变形和顶板冒落是开切眼支护的主要目的。为了能够及时准确地掌握开切眼围岩变形情况和复向桁架锚索的支护效果，在开切眼开掘后及时安装测站，采用十字点法对开切眼表面位移进行观测。

通过对三个测站的数据分析和处理，该特大端面开切眼顶底板最大移近量小于92.05mm，两帮最大移近量小于75.15mm。顶板和两帮变形量较小，围岩处于稳定状态。复向桁架锚索支护方案能够有效的控制开切眼围岩的稳定，支护系统安全可靠。

6 结论

1) 通过理论分析、现场调研及工程类比，提出了复向桁架锚索主动支护方案，并确定了相关的各项支护参数。

2) 运用FLAC3D数值模拟软件，对复向桁架锚索主动支护方案和原普通单体锚杆索支护方案进行了模拟对比分析，指出了原支护方案的不足并分析了其原因之所在。

3) 通过现场试验得出复向桁架锚索主动支护对于厚煤层特大端面开切眼围岩支护效果明显，开切眼巷道端面收敛率小，围岩基本处于稳定状态。对其它类似条件下的特大端面煤巷的支护提供了一定的借鉴。

[1] 肖同强，柏建彪，王襄禹，等.深部大断面厚顶煤巷道围岩稳定原理及控制[J].岩土力学，2011,32(6)：1874-1880.

[2] 康红普，王金华，林健.煤矿巷道锚杆支护应用实例分析[J].岩石力学与工程学报，2010,29(4)：649-664.

[3] 赵洪亮，姚精明，何富连，等.大断面煤巷预应力桁架锚索的理论与实践[J].煤炭学报，2007,32(10)：1061-1065.

[4] 张波，何富连.基于正交试验的桁架锚索巷道支护参数研究[J].煤矿安全，2008(2)：18-21.

[5] He Fu-lian，Yin Dong-ping，Yan Hong.etc.Study on the Coupling system of High Prestress Cable Truss and Surrounding Rock on a Coal Roadway[A].Rock Stress and Earthquakes[C]Netherlands:CRC PRESS,2010.