景福矿厚煤层大断面开切眼支护优化研究与应用

令狐继耀

（太原煤炭气化（集团）有限责任公司，山西 太原 030032）

0 引言

随着煤矿采掘机械装备的大型化，巷道断面也越来越大。开切眼作为工作面开采设备的安装空间，其规格也逐渐增大，导致围岩控制难度急剧增加[1-4]，采用常规的锚网索支护控制效果不理想。许多学者开展了不同条件下大跨度开切眼支护技术的研究。陈立虎[5]等针对张家洼煤矿泥岩顶板开切眼的支护难题，提出了梯次主动支护和主动被动协同控制技术；王再峰[6]研究了辛置煤矿K8 中细砂岩顶板下的开切眼支护技术；刘治成[7]等利用FLAC3D 软件模拟了大跨度开切眼的顶底板位移及塑性区发育情况，提出了强力锚杆索的支护方案；杨玉亮[8]采用数值模拟、理论分析等手段对红柳林矿25206 工作面开切眼支护进行了优化，提高了支护效能；张郑波[9]利用数值模拟的方式分析了开切眼不同支护条件下的变形特征，从而提出锚网索联合支护技术。本文结合阳煤集团景福矿15 号煤在大断面开切眼支护中遇到的变形控制难题，开展了桁架锚索支护技术的研究。

1 概 况

景福矿井田主要含煤地层为二叠系下统山西组及石炭系上统太原组，共含煤14 层，含煤地层总厚181.06 m，煤层总厚11.97 m，含煤系数6.61%。15 号煤层位于太原组下部，煤厚最大5.21 m，平均4.00 m，属稳定的全区可采厚煤层，为矿井的主采煤层。煤层平均埋藏深度为591 m，倾角4°～9°，平均5.7°。煤层顶底板条件如图1 所示。

图1 15 号煤顶底板岩性Fig.1 Lithology of No.15 coal roof and floor

景福矿15103 工作面采用综合机械化走向长壁开采，全部垮落法处理顶板，开切眼规格为4 000 mm×9 000 mm（宽×高），沿15 号煤层顶板布置。

2 原支护方式存在的问题

2.1 原支护主要参数

原15 号煤15103 工作面开切眼采用的是锚网索支护，顶板及非回采帮采用螺纹钢锚杆，规格为φ18 mm×2 000 mm，配2 卷Z2335 树脂药卷锚固，间排距为900 mm×900 mm。回采帮采用的是玻璃钢锚杆，间排距为900 mm×900 mm。巷道顶板补打锚索加强支护，锚索直径为17.8 mm，长度为6 300 mm，钻孔深度为6 000 mm，采用4卷Z2335 树脂锚固，布置方式为3-2-3，排距为900 mm。

2.2 变形特征观测

15103 工作面开切眼掘进后变形严重，主要表现为以下方面。

（1）巷道下沉量大。切巷顶板呈现整体下沉，并且下沉量大，尤其是巷道中部，支架安装时的最大下沉量可达500 mm 以上。

（2）支护损坏。部分区域的锚杆索托盘出现外翻，局部托盘与顶板脱离，并且部分区域锚网被撕裂，出现网兜。

2.3 原因分析

在现场调研的基础上，结合15 号煤层的顶底板条件，分析研究造成切巷变形严重的主要原因。

（1）切巷跨度较大。

开切眼的巷道宽度达到9.0 m，几乎为顺槽宽度的2 倍。跨度的增加造成巷道围岩应力及变形急剧增长，传统的顺槽支护方式整体支护强度较低，对巷道变形的控制效果差。

（2）煤层顶底板岩性。

由图1 可以看出，15 号煤的顶板为坚硬的石灰岩，底板为松软的泥岩，为典型的“硬顶软底”组合，巷道泥岩底板作为整个支护系统的承载基础较差，而石灰岩顶板裂隙较少，整体性强，容易出现区域性下沉。

（3）煤层厚度的影响。

15 号煤的厚度变化较大，最大厚度达到5.2 m，平均厚度为4.0 m。开切眼按4 m 高度掘进，部分区域顶板有煤层，极易出现垮落，造成巷道变形量大。

3 支护方案优化

3.1 桁架锚索的优点

根据15103 工作面开切眼的变形特点，结合原因分析，确定采用以桁架锚索为主的支护方式。桁架锚索是将2 根倾斜布置的锚索利用专用的连接器连接到一起，其作用机理如图2 所示。

图2 桁架锚索支护原理Fig.2 Supporting principle of truss anchor cable

与传统的单体锚索相比，将2 根锚索布置为桁架模式具有明显的优点。

（1）增大与顶板的接触面积。

单体锚索与顶板属于点接触，支护面积有限，而桁架锚索与顶板为线型接触，并且接触面的长度一般大于2 000 mm，大大提高了对顶板的支护强度。

（2）锚固点稳定。

由图2 可以看出，桁架布置的2 根锚索与巷道顶板有一定的夹角，其锚固点位于巷道两帮上方的稳定岩体中，受巷道变形的影响较小。

（3）具有一定的变形适应能力。

当巷道顶板出现小程度的变形时，锚索底部的锚索可具有一定程度的延伸性，可适应顶板的变形，同时由于巷道顶板压力影响，受拉的2 根锚索可提供更强的支护力，减少顶板的进一步下沉。

3.2 巷道围岩破坏深度计算

为保证支护效果，锚杆索的长度应大于顶板及两帮的破坏深度。建立如图3 所示的力学模型。

图3 围岩破坏范围计算Fig.3 Calculation of surrounding rock failure range

根据弹塑性力学理论，顶板破坏深度h 的计算公式为：

式中：a 为巷道宽度，m；Rc为顶板岩层的抗压强度，MPa；b 为两帮的破坏深度，m；H 为切巷的高度，m；θ 为塌落角，与煤层的内摩擦角有关。

代入数据可得，15103 工作面开切眼顶板的破坏深度为6.2 m，巷帮破坏深度为1.9 m。

3.3 优化方案

结合15 号煤层的地质条件，确定桁架锚索支护方案如图4 所示。

图4 15103 开切眼优化支护方案Fig.4 15103 open-off cut optimization support scheme

3.3.1 顶板支护

（1）锚杆支护。

巷道顶板采用BHRB500 螺纹钢制作的高强锚杆，抗拉强度为670 MPa，规格为φ22 mm×2 400 mm，拉断载荷为255 kN。每根锚杆配2 卷K2360树脂药卷锚固。锚杆托盘为150 mm×150 mm×10 mm（长×宽×厚）的碟形托盘，锚杆采用厚度为5 mm 的W 钢带连接到一起。

（2）锚索支护。

顶板锚索为单体锚索和桁架锚索联合布置，锚索直径为20 mm，1×19 结构，其拉断载荷为510 kN，延伸率为7%，较之前锚索分别提高25%和75%。

单体锚索的长度为8 300 mm，钻孔深度为8 000 mm，采用4 卷K2360 数值药卷锚固，配400 mm×400 mm×16 mm（长×宽×厚）的托盘。

2 根桁架锚索的长度为9 500 mm，钻孔深度为8 000 mm，与竖直方向的夹角为20°，采用4 卷K2360 数值药卷锚固，桁架锚索底部跨距为2 500 mm。

3.3.2 巷帮支护

实体煤帮采用φ20 mm×2 000 mm 高强螺纹钢锚杆，回采煤帮采用φ20 mm×2 000 mm 玻璃钢锚杆，布置方式保持不变。

切巷成型后，安装支架及设备之前对巷道底板利用混凝土进行铺底硬化，强度不低于C20，厚度为200 mm。

3.4 应用效果

为验证桁架锚索支护效果，在15103 工作面掘进过程中，采用十字布点法布置测点对巷道变形进行观测。由于后期需要对底板进行卧底硬化，因此底板变形不予观测。2 号测点的顶板下沉量两帮变形观测结果如图5 所示。

图5 巷道变形观测结果Fig.5 Roadway deformation observation results

由图5 可以看出，开切眼掘进初期，变形速率相对较快，大变形持续时间约为10 d 左右，之后巷道变形进入稳定期，该阶段顶板下沉量约为44 mm，回采帮鼓出量约为21 mm。开切眼二次扩帮掘进时，巷道再次出现变形，但时间较短，最终顶板下沉量为66 mm，回采帮鼓出量为27 mm。巷道变形量较小，保证了工作面设备的正常安装。

4 结论

（1）景福矿15 号煤为典型的“硬顶软底”煤层，承载基础差，15103 工作面开切眼宽度达到9 m，顶板压力大，且煤层厚度不均匀，造成部分区域有煤顶，巷道变形量大。

（2）与单体锚索相比，桁架锚索增大了与顶板的接触面积，且锚固点位于巷道两帮上方的稳定岩体中，受巷道变形的影响较小。在巷道变形时同步受拉，支护力变大，可有效控制巷道顶板的变形。

（3）矿压观测表明，优化后的桁架锚索支护方案巷道顶板下沉量为66 mm，回采帮鼓出量为27 mm，减沉80%以上，并且减少了巷道维修量，保证了工作面设备的正常安装，取得了显著的经济和社会效益。