基于薄煤层开切眼的锚网索联合支护研究与应用

关锡镔

（平顶山天安煤业股份有限公司二矿，河南 平顶山 467000）

随着综采工艺在煤炭开采中的比重逐渐增加，工作面的机械化程度和开采效率得到了大幅度的提高[1]。然而，在工作面回采结束后，还需要考虑工作面的回撤，实现工作面的快速安全回撤，同样也是整个矿井实现安全高效开采的重要一环[2-4]。平煤二矿的煤层赋存特点为煤层薄、顶板破碎难以控制,并且矿山压力较大，以往采用的架棚支护[5]不仅成本高、劳动强度大、运输困难，而且后期回收和维修难度大，极大地阻碍了工作面的快速回撤进度。本文以平顶山天安煤业股份有限公司二矿（简称“平煤二矿”）己17-23010开切眼为研究对象，首先从力学机理上分析了开切眼上覆岩层发生失稳破坏的本质原因，进而依托现场实践探索了锚网索联合支护[6-7]在薄煤层开切眼中的应用，从而为此类煤层工作面的快速回撤和安全高效开采提供一定的理论和借鉴意义。

1 大跨度开切眼稳定性分析

1.1 大跨度开切眼顶板破坏机理分析

原岩应力状态下，综采工作面开切眼周边围岩处于三向应力状态下，并始终保持平衡稳定的状态；由于开切眼的掘进开挖，围岩应力将进行重新分布，重分布后的围岩应力将会发生变化，初始地应力平衡状态被打破[8-10]。假定地表是水平的，并且开切眼上覆岩层也是水平分布的状态，在只计开切眼上覆岩层自重影响而不考虑构造应力的情况下，可以得到开切眼上顶面在垂直方向上的应力变化情况，如图1 所示。

图1 综采工作面开切眼垂直应力的变化图

在井下薄煤层综采过程中由于开切眼掘进引起的开采扰动作用，使得开切眼周边煤岩体在初始原岩应力状态下建立起的平衡被打破，在扰动作用下，开切眼上覆岩层所处的应力状态会产生较大的应力变化。根据开采扰动理论，当开挖后的开切眼周边围岩应力值高于原岩应力状态下的强度值时，围岩会在自由面方向上产生滑移变形，假如该变形过大则会引起围岩发生失稳破坏，进而给开切眼的掘进工作埋下安全隐患；当综采开切眼受开采扰动作用的影响，围岩的残余强度较低并且小于原岩应力值时，则该处的围岩无法继续维持结构的稳定与完整而发生失稳破坏，否则可以判断出开切眼周边围岩是稳定的。

1.2 开切眼顶板岩梁结构力学分析

对大跨度开切眼稳定性进行分析，最主要的手段是力学理论分析。由于巷道顶板岩层受到自身重量和轴推力N的同时作用。这时不能只考虑顶板岩层自身重量的作用，应该将顶板岩层的自身重量q的轴推力N作用同时作为造成顶板弯曲失稳的影响因素。

顶板岩层受力示意如图2 所示，根据图2 可以看出顶板岩层的屈曲破坏原理为：由于岩层本身的重力作用，会发生一定的初始弯曲变形；由于水平向轴力N的作用，在截面上同样会引起一个附加弯矩的作用，根据叠加原理，岩层的弯曲变形会逐渐增大；此外，随着弯矩变形的逐渐增大，轴力N作用在岩层上的弯矩以及弯曲变形会进一步增大，当其达到一定值时，将使岩层无法满足继续平衡的条件而发生最终的破坏。在自重q和轴向压力N的作用下，岩层的弯曲变形方程由式（1）表达

图2 顶板岩层受力示意图

式中：Mx=NAx-MA-0.5qx2+Nw=0.5qlx-ql2/12-0.5qx2+Nw，其中w为沿开切眼跨度方向上的挠度值，MA为沿开切眼一侧支点A的正截面弯矩大小，Mx为距离支点A距离为x处的正截面弯矩值，NA为煤壁在A处的支撑力大小，N为轴推力值；E和I分别为顶板岩层弹性模量和极惯性矩。通过解上述方程，可得

式中：K=N/（EI），A和B分别为待定常数，根据边界条件将边界条件代入到公式（2）中，可以求出A和B的值，进而可以得出开切眼顶板最大挠度值为

令w0表示自重q单独作用时的跨中挠度最大值，通过计算可知w0=ql4/（384EI），可得

在x=0.5l处岩层的弯曲拉应力为

式中：W为开切眼岩层顶板截面抗弯抵抗矩，S为截面横截面积，γ为相关系数。式中的时趋于无穷大，其中n为整数。当时，顶板岩层就失去了抵抗轴压力N的能力，进而发生屈曲破坏。当最小轴向压力N=0 时，则岩层发生屈曲破坏。将用Ncr表示时，可以得到

图3)与)间的关系图

2 己17-23010 切眼锚网索联合支护施工及效果分析

随着开切眼的开挖，综采开切眼周边围岩应力会进行重分布，由于平煤二矿己17-23010 开切眼围岩为软弱岩体，仅靠其自身强度难以维持稳定状态，因而会由于变形的增大而在围岩体内部产生众多的微小裂隙。在此情况下，如果没有及时对开切眼工作面进行支护，其变形就会不断变大，从而引起围岩的失稳破坏。基于以上分析可知，在开切眼工作面掘进后应立刻采取有效的支护措施，构建出支护体与围岩体联合支护体系，从而保证开切眼掘进工作的顺利进行。此外，需要注意的是在开切眼开挖之后，在开切眼的上方2 个角的位置处会形成应力集中现象，引起围岩发生较大的损伤，进而导致顶板发生整体下沉。因此，为保证开切眼围岩稳定，还需对开切眼角部围岩进行特殊支护。

2.1 开切眼顶板支护锚杆设计理论计算

在锚网索联合支护中，锚杆的设计按悬吊理论进行计算。

1）顶板锚杆长度L为

式中：L1、L2、L3分别表示开切眼顶板锚杆外露长度、软弱岩层厚度及锚杆伸入稳定岩层深度。L=L1＋L2＋L3≥100 mm＋1 000 mm＋300 mm=1 400 mm，取其值为1 800 mm，根据现场地质情况可采用Φ22×2 400 mm 高强锚杆。

2）顶板锚固力N可按锚杆杆体的屈服载荷计算

式中：σs、d分别表示顶板锚杆的屈服强度值及杆体直径大小，根据锚杆承受的极限荷载为拉应力，因此推算出锚固力N=πd2σs/4=157 kN，取150 kN，故Φ22×2 400 mm 锚杆满足受力条件的要求。

3）顶板锚杆间排距计算。板锚杆间排距包括锚杆间距及锚杆排距的确定，其中锚杆间距应满足D≤L/2，锚杆排距按式（9）进行计算

式中：L0表示锚杆排距；n表示每排锚杆根数；N表示设计锚固力；K表示安全系数；R是开切眼顶板上覆岩层平均容重，根据岩层柱状图计算，取其值为24 kN/m3；a表示巷道掘进宽度值的一半；L2表示软弱岩层厚度，根据现场情况，取1.0 m。从而可以得到

锚杆间距D≤L/2=0.5×1 800=900 mm，取D=850 mm；

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

2.2 支护布置方式及规格参数

己17-23010 开切眼的直接顶为3.14 m 厚砂质泥岩，基本顶为3.49 m 厚泥岩，直接底为4.4 m 厚砂质泥岩，基本底为25.39 m 细砂岩，预测顶板位移量在0～10 mm，围岩松动圈为0～400 mm，围岩稳定性为非常稳定，I 类围岩，但因埋深较大，掘进期间局部顶板将会出现裂隙、离层、破碎和煤帮片落等现象，局部应力重新分布，动压影响大，不易控制，现场主要有以下3种支护形式。

1）临时支护：进行支护作业的过程中，使用戴帽单体柱按柱距1～2 m 打在硬底上，使用水枪给单体柱加压，柱体升起支撑住锚梁（锚网），然后在可靠的临时支护下进行永久支护或其他作业。

2）永久支护：开切眼顶部和两帮采用锚（网）梁支护。在开切眼正常掘进过程中，采用一掘一锚的方法，每次综合掘进一个循环完成后立即在当前临时支护下开展锚（网）梁永久支护。

3）特殊支护：开切眼开挖过程中穿过断层时，需要考虑断层的影响，从而选择合适的支护形式。这里有2种情况，分别为虽然穿过断层，但是当开切眼上部岩层顶板完整性较好、硬度较大、强度较高时，可以忽略断层的影响而按照正常施工时的支护方法进行支护；当开切眼开挖掘进穿过断层时，如果开切眼上部顶岩性较差、破碎度较高时，则要减小锚杆、锚索间排距并循环逐排施工。

根据现场煤岩体的物理力学性质和扰动应力分布特征，分别采用以上3 种支护形式，这3 种支护形式是动态变化的，即在同一个开切眼掘进期间支护方式的选择并不唯一，而是根据情况交叉使用以上3 种支护方式。在采用锚网索联合支护时，巷道断面采用的布置形式与规格如下。

1）断面顶板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高强锚杆＋4 500 mmW 钢带支护，采用挂2 600 mm×1 200 mm金属丝编织矩形网，锚杆间排距850 mm×800 mm。东帮顶板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高强锚杆＋2 200 mmW 钢带支护，采用挂2 600 mm×1 200 mm金属丝编织矩形网，锚杆间排距850 mm×800 mm。顶板锚索采用1 860 MPa，21.8 mm×6 000 mm 七丝低松弛钢绞线，锚索间排距2 000 mm×1 600 mm。

2）顶板锚杆每孔使用2 卷树脂锚固药卷，顶板锚杆锚固力230 kN，顶板锚杆螺母扭矩320 N·m。锚索每孔使用3 卷树脂锚固药卷，锚索的锚固力200 kN。帮锚杆每孔使用2 卷树脂锚固药卷，帮锚杆锚固力130 kN，帮锚杆螺母扭矩取160 N·m。

3）在使用树脂药卷时，优先使用快速药卷，其次为中速药卷。当巷道稳定性较差裂隙发育比较明显时，应增加中速树脂药卷的数量。

4）掘进工作面通过断层或构造带，当巷道有效高度大于3.5 m 时，应在两侧额外打一排锚索，其间距控制在2 400 mm 左右，并且锚索的位置选择在两帮煤层的中部进行施工。

5）在施工期间，帮顶网搭接，当顶板发生断裂或较为碎裂而导致顶部锚梁端部与煤壁之间的距离在300 mm 以上时，必须适当增加锚杆数量。

2.3 效用分析

现场实践表明，在工作面开切眼支护方式采取锚网索联合支护时，可以增加开切眼的掘进空间，增大锚杆之间的距离，节约锚杆材料，从而使得掘进工作面的成本得到极大程度的降低。以上经验充分验证了在薄煤层开切眼采用锚网索联合支护优势明显，前景广阔。此外，当锚网索联合支护应用到围岩稳定性较差的巷道时，例如巷道围岩强度较低并且破碎程度较高时，或者由于构造应力较大而产生比较大塑性变形的情况下，能够最大限度地增强掘进巷道的稳定性，保证掘进工作的顺利进行。与传统的棚式支护（图4（a））相比，锚网索联合支护（图4（b））优势明显，主要体现在以下方面。

图4 不同支护方式时的断面图

1）适用范围广，从根本上改善了支护状况，保证了安全生产。

2）降低了工作人员作业强度，使得工作面的作业质量得到了提高。

3）降低了工作面所需支护物料的运输成本，使得支护物料的运输通道得到了疏通。

4）开切眼的掘进效率得到提升，对高效率掘进队伍的搭建提供了有利条件。

5）支护材料的使用量有所降低，节约了该项成本。

6）有利于实现工作面的快速搬家，提高生产效率。

3 结束语

针对平煤二矿的薄煤层特点，为实现工作面的安全高效开采和快速搬家回撤，开展了锚网索联合支护的施工方法。以平煤二矿己17-23010 开切眼为对象，通过分析开切眼围岩的失稳破坏规律，制定了锚网索联合支护方案。通过与传统棚式支护相比，锚网索联合支护时的开切眼巷道更加安全稳定，并有利于实现工作面的快速回撤。基于以上研究和分析，可在薄煤层中推广使用锚网索联合支护。