近距离煤层采空区下大断面切眼支护技术应用

卢 剑

（山西河曲晋神磁窑沟煤业有限公司，山西 忻州 036599）

近距离煤层联合布置，能够有效利用现有生产系统，减少开采前期的生产投入，且开采生产集中，生产效率高，近年来在工程实践中应用广泛。由于煤层间距较近，切眼掘进过程中，巷道断面跨度大、围岩稳定性差、顶板强度低，上下煤层矿山压力显现明显，导致下部煤层顶板极易冒落，这对采空区下大断面切眼掘进带来极大的困难，进而严重影响切眼的掘进安全。

根据矿井的生产接续计划，磁窑沟煤矿10-2#煤层回采即将结束，需要开采11#煤层，而10-2#煤层与11#煤层层间距平均5.47 m，上层的采空区还未稳定、顶板强度低，给11#煤层切眼大断面掘进顶板管控带来极大困难。因此，研究近距离煤层大断面巷道掘进支护，对于保证掘进施工安全具有重大的意义。

1 矿井概括及煤层特征

磁窑沟煤矿井田面积为10.6227 km2，批准开采煤层为10-1#、10-2#、11#、13#煤层，矿井生产能力为2.4 Mt/a。矿井划分为两个水平，一水平运输大巷布置在10-2#煤层中， 联合开采10-1#、10-2#、11#煤层，标高+924 m；二水平开采13#煤层。现生产水平为一水平。

根据ZK18、ZK23、HZK6-1钻孔资料和矿内现场钻探验证结果分析：二盘区11#煤层区域煤厚为3～5.5 m，平均煤厚约4.25 m，上下两层煤间距平均5.47 m，煤层结构简单，层位较稳定。煤层的顶底板特征如下：

伪顶：煤、炭质泥岩、泥岩工作面上部发育。

直接顶：厚度为5.50 m左右的的泥岩夹煤线、炭质泥岩夹煤线，泥岩裂隙发育，砂泥质胶结，易冒落。直接顶上部位为10-2#煤层采空区，10-2#煤层上部的砂岩随工作面采空后垮落。

直接底：厚度为0.45 m左右泥岩，黑色、致密，块状夹薄煤。

老底：厚度为5.50～22.07 m的砂质泥岩，粗粒、中粒、细粒、粉砂岩，白色、灰白色、灰色，成份以石英为主，次为长石及岩屑，见少量暗色矿物及绿泥石，局部含长石细砾，颗粒棱角状、次棱角状，分选较差，泥质胶结，致密坚硬中等，局部岩石软且易碎，发育斜层理，与底板煤层呈冲刷接触。

2 切眼布置及掘进工艺

2.1 切眼布置

11101切眼布置前，经地质部门对该区域的地质情况进行预测，有效避开大断层和构造，确保巷道开口位置合理。切眼的设计宽度参考综采工作面配套设备、安装尺寸，保证满足设备安装要求，故设计宽度为7.8 m。同时考虑到设备运输及调车，在切眼内设计两个11 m长的调车硐室，两顺槽掘进到位后再延长11 m兼作调车硐室，抹角为3 m×3 m，见图1。

图1 11101切眼平面布置

2.2 掘进工艺

11101切眼掘进配套了12CM15-10D型连续采煤机、10SC32-48B型梭车、GP460/150型给料破碎机进行掘进。顶锚杆、锚索采用CMM2-24型全液压锚杆锚索钻车支护，帮部锚杆采用风动钻机支护。巷道掘进分两次巷道成型，先掘负帮侧，宽度为4.5 m，向前掘进30 m后退机刷帮，二次成巷，完成顶部锚网索支护后再沿巷道中心线支护1排单体，2 m支护1根单体。当30 m刷帮完成、单体支护到位后，继续向前掘进下一个大循环。

3 11101切眼支护设计

3.1 支护设计

（1） 顶板支护

11101切眼顶板锚杆设计采用型号为Φ20 mm×2.2 m的钢筋锚杆，配套CK2360型树脂1支，间排距为800 m×1000 m，每排布置10根；锚索设计规格为Φ17.8 mm×5000 mm，配套CK2360型树脂2支，锚索间排距设计为1.5 m×2.5 m，每排5根；W形钢带配合锚索布置，钢带规格设计为0.23 m×3.6 m每条布置3孔，先掘4.5 m侧顶板支护2根锚索，二次刷帮时两条钢带搭接支护3根锚索，见图2。

（2） 帮部支护

正帮锚杆设计采用型号为Φ22 mm×2000 mm的玻璃钢锚杆，配套CK2360型树脂1支，间排距为1000 mm×1600 mm，每排3根；负帮锚杆为钢筋锚杆，型号为Φ18 mm×2000 m，配套CK2360型树脂1支，间排距为1000 mm×1600 mm。

图2 11101切眼巷道支护断面

（3）单体液压支柱

当切眼二次刷帮结束、锚索支护完成后，沿巷道中心线设置一排单体液压支柱，排距为2 m。矿用单体液压支柱型号为DW45-250/110x，单体液压支柱单体工作阻力不得小于23 MPa，且施工完后采用防倒绳连接顶网，保证安全。

3.2 支护参数验算

（1）切眼锚杆校核

利用普氏公式计算切眼煤帮破碎深度和冒落拱最大高度。

巷道帮部破碎深度：

冒落拱最大高度：b=［B/2+c］/f顶

式中：c为工作面切眼帮部破碎深度，m；b为工作面切眼冒落拱的最大垮落高度，m；B、H为工作面切眼的宽和高，B=7800mm，H=3700mm；ω为fc反算煤体似内摩擦角，ω=arctan （fc），fc为煤层普氏系数， 取2，则ω=arctan（2）=63.43°；f顶为顶部泥岩普氏系数，取3；c=3700×tan(45°-63.43°/2)=873.62 mm，b=［7800/2＋873.62］/3=1591.21 mm。

利用煤帮破碎深度和冒落拱高度计算巷顶板载荷集度WS。

式中：WS为切眼巷道顶板的载荷集度，kN/m；b为冒落拱最大高度，1.59 m；γ为悬吊岩体平均容重，取21 kN/m3；B为巷道掘进宽度，7.8 m；顶锚杆悬吊顶板，达到支护条件需应满足：

式中：L为锚杆总长，mm；L1为锚杆外露长度 （顶网厚+托盘厚+螺母厚+20～50 mm，取50 mm；L2为有效长度 （工作面切眼冒落拱最大高度b），mm；L3为锚入岩体深度，顶锚杆取值350 mm。则：

顶锚杆长L顶（2200 mm）≥L=50+1591.21+350=1991.21mm。

据上式计算得出：选取长度为2200 mm的顶锚杆，满足要求。

（2）切眼锚索校核

锚索支护计算巷顶板载荷集度WS，考虑到安全因素，巷道按最严重锚杆冒落高度计算。

式中：WS为切眼顶板的载荷集度，kN/m；b为工作面切眼最严重的冒落高度，2.2 m；γ为岩体被悬吊的平均容重取值21 kN/m3；B为巷道掘进宽度，7.8 m。

根据经验初步确定锚索的直径为17.8 mm，长度为5.0 m，确定其长度和位置时主要应考虑载荷高度和稳定岩层的赋存，根据冒落拱高度计算载荷高度：

式中：Lm为锚索总长，m；La为锚索深入切眼顶板稳定岩层的锚固长度，m；Lb为切眼顶板需悬吊非稳定岩层（切眼顶部最大冒落高度），取2.2 m；Lc为托盘和锁具总厚度，取0.2 m；Ld为需外露的张拉长度，取0.35 m（按GB J86-1985要求）。

按下式确定锚索锚固长度La：

式中：k为安全系数，一般取2～2.5，取2.5 ；D1为七芯钢绞线锚索直径，取17.8mm；f1为七芯钢绞线锚索抗拉强度，取1860 N/mm2；f2为锚固剂与七芯锚索的粘合强度，取10 N/mm2。

4 11101切眼布置实际效果

图3 锚网索+钢带支护现场实拍

11101切眼大断面巷道掘进，特别是上部采空区垮落时间不长、顶板不稳定，上下两层层间距较小的情况下，支护方式采用锚网索，经过严格的理论验算，结合现场施工经验，实践验证确定其可靠性（见图3）。施工工艺上采取二次成巷的方式，有效的缓解了顶板压力。掘进完成一个循环后采用单体补强支护，增加支护的可靠性，最终安全顺利的完成了11101大断面切眼的掘进。

5 结语

磁窑沟煤矿采空区下近距离煤层大断面巷道掘进，受到顶板的严重威胁，施工前期，结合现场条件研究巷道支护设计参数，调整掘进工艺，最终实现了11101切眼大断面巷道安全掘进，为类似条件大断面巷道掘进提供了借鉴。