關(guān)錫鑌

（平頂山天安煤業(yè)股份有限公司二礦，河南 平頂山 467000）

隨著綜采工藝在煤炭開(kāi)采中的比重逐漸增加，工作面的機(jī)械化程度和開(kāi)采效率得到了大幅度的提高[1]。然而，在工作面回采結(jié)束后，還需要考慮工作面的回撤，實(shí)現(xiàn)工作面的快速安全回撤，同樣也是整個(gè)礦井實(shí)現(xiàn)安全高效開(kāi)采的重要一環(huán)[2-4]。平煤二礦的煤層賦存特點(diǎn)為煤層薄、頂板破碎難以控制,并且礦山壓力較大，以往采用的架棚支護(hù)[5]不僅成本高、勞動(dòng)強(qiáng)度大、運(yùn)輸困難，而且后期回收和維修難度大，極大地阻礙了工作面的快速回撤進(jìn)度。本文以平頂山天安煤業(yè)股份有限公司二礦（簡(jiǎn)稱“平煤二礦”）己17-23010開(kāi)切眼為研究對(duì)象，首先從力學(xué)機(jī)理上分析了開(kāi)切眼上覆巖層發(fā)生失穩(wěn)破壞的本質(zhì)原因，進(jìn)而依托現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐探索了錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)[6-7]在薄煤層開(kāi)切眼中的應(yīng)用，從而為此類煤層工作面的快速回撤和安全高效開(kāi)采提供一定的理論和借鑒意義。

1 大跨度開(kāi)切眼穩(wěn)定性分析

1.1 大跨度開(kāi)切眼頂板破壞機(jī)理分析

原巖應(yīng)力狀態(tài)下，綜采工作面開(kāi)切眼周邊圍巖處于三向應(yīng)力狀態(tài)下，并始終保持平衡穩(wěn)定的狀態(tài)；由于開(kāi)切眼的掘進(jìn)開(kāi)挖，圍巖應(yīng)力將進(jìn)行重新分布，重分布后的圍巖應(yīng)力將會(huì)發(fā)生變化，初始地應(yīng)力平衡狀態(tài)被打破[8-10]。假定地表是水平的，并且開(kāi)切眼上覆巖層也是水平分布的狀態(tài)，在只計(jì)開(kāi)切眼上覆巖層自重影響而不考慮構(gòu)造應(yīng)力的情況下，可以得到開(kāi)切眼上頂面在垂直方向上的應(yīng)力變化情況，如圖1 所示。

圖1 綜采工作面開(kāi)切眼垂直應(yīng)力的變化圖

在井下薄煤層綜采過(guò)程中由于開(kāi)切眼掘進(jìn)引起的開(kāi)采擾動(dòng)作用，使得開(kāi)切眼周邊煤巖體在初始原巖應(yīng)力狀態(tài)下建立起的平衡被打破，在擾動(dòng)作用下，開(kāi)切眼上覆巖層所處的應(yīng)力狀態(tài)會(huì)產(chǎn)生較大的應(yīng)力變化。根據(jù)開(kāi)采擾動(dòng)理論，當(dāng)開(kāi)挖后的開(kāi)切眼周邊圍巖應(yīng)力值高于原巖應(yīng)力狀態(tài)下的強(qiáng)度值時(shí)，圍巖會(huì)在自由面方向上產(chǎn)生滑移變形，假如該變形過(guò)大則會(huì)引起圍巖發(fā)生失穩(wěn)破壞，進(jìn)而給開(kāi)切眼的掘進(jìn)工作埋下安全隱患；當(dāng)綜采開(kāi)切眼受開(kāi)采擾動(dòng)作用的影響，圍巖的殘余強(qiáng)度較低并且小于原巖應(yīng)力值時(shí)，則該處的圍巖無(wú)法繼續(xù)維持結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定與完整而發(fā)生失穩(wěn)破壞，否則可以判斷出開(kāi)切眼周邊圍巖是穩(wěn)定的。

1.2 開(kāi)切眼頂板巖梁結(jié)構(gòu)力學(xué)分析

對(duì)大跨度開(kāi)切眼穩(wěn)定性進(jìn)行分析，最主要的手段是力學(xué)理論分析。由于巷道頂板巖層受到自身重量和軸推力N的同時(shí)作用。這時(shí)不能只考慮頂板巖層自身重量的作用，應(yīng)該將頂板巖層的自身重量q的軸推力N作用同時(shí)作為造成頂板彎曲失穩(wěn)的影響因素。

頂板巖層受力示意如圖2 所示，根據(jù)圖2 可以看出頂板巖層的屈曲破壞原理為：由于巖層本身的重力作用，會(huì)發(fā)生一定的初始彎曲變形；由于水平向軸力N的作用，在截面上同樣會(huì)引起一個(gè)附加彎矩的作用，根據(jù)疊加原理，巖層的彎曲變形會(huì)逐漸增大；此外，隨著彎矩變形的逐漸增大，軸力N作用在巖層上的彎矩以及彎曲變形會(huì)進(jìn)一步增大，當(dāng)其達(dá)到一定值時(shí)，將使巖層無(wú)法滿足繼續(xù)平衡的條件而發(fā)生最終的破壞。在自重q和軸向壓力N的作用下，巖層的彎曲變形方程由式（1）表達(dá)

圖2 頂板巖層受力示意圖

式中：Mx=NAx-MA-0.5qx2+Nw=0.5qlx-ql2/12-0.5qx2+Nw，其中w為沿開(kāi)切眼跨度方向上的撓度值，MA為沿開(kāi)切眼一側(cè)支點(diǎn)A的正截面彎矩大小，Mx為距離支點(diǎn)A距離為x處的正截面彎矩值，NA為煤壁在A處的支撐力大小，N為軸推力值；E和I分別為頂板巖層彈性模量和極慣性矩。通過(guò)解上述方程，可得

式中：K=N/（EI），A和B分別為待定常數(shù)，根據(jù)邊界條件將邊界條件代入到公式（2）中，可以求出A和B的值，進(jìn)而可以得出開(kāi)切眼頂板最大撓度值為

令w0表示自重q單獨(dú)作用時(shí)的跨中撓度最大值，通過(guò)計(jì)算可知w0=ql4/（384EI），可得

在x=0.5l處巖層的彎曲拉應(yīng)力為

式中：W為開(kāi)切眼巖層頂板截面抗彎抵抗矩，S為截面橫截面積，γ為相關(guān)系數(shù)。式中的時(shí)趨于無(wú)窮大，其中n為整數(shù)。當(dāng)時(shí)，頂板巖層就失去了抵抗軸壓力N的能力，進(jìn)而發(fā)生屈曲破壞。當(dāng)最小軸向壓力N=0 時(shí)，則巖層發(fā)生屈曲破壞。將用Ncr表示時(shí)，可以得到

圖3)與)間的關(guān)系圖

2 己17-23010 切眼錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)施工及效果分析

隨著開(kāi)切眼的開(kāi)挖，綜采開(kāi)切眼周邊圍巖應(yīng)力會(huì)進(jìn)行重分布，由于平煤二礦己17-23010 開(kāi)切眼圍巖為軟弱巖體，僅靠其自身強(qiáng)度難以維持穩(wěn)定狀態(tài)，因而會(huì)由于變形的增大而在圍巖體內(nèi)部產(chǎn)生眾多的微小裂隙。在此情況下，如果沒(méi)有及時(shí)對(duì)開(kāi)切眼工作面進(jìn)行支護(hù)，其變形就會(huì)不斷變大，從而引起圍巖的失穩(wěn)破壞。基于以上分析可知，在開(kāi)切眼工作面掘進(jìn)后應(yīng)立刻采取有效的支護(hù)措施，構(gòu)建出支護(hù)體與圍巖體聯(lián)合支護(hù)體系，從而保證開(kāi)切眼掘進(jìn)工作的順利進(jìn)行。此外，需要注意的是在開(kāi)切眼開(kāi)挖之后，在開(kāi)切眼的上方2 個(gè)角的位置處會(huì)形成應(yīng)力集中現(xiàn)象，引起圍巖發(fā)生較大的損傷，進(jìn)而導(dǎo)致頂板發(fā)生整體下沉。因此，為保證開(kāi)切眼圍巖穩(wěn)定，還需對(duì)開(kāi)切眼角部圍巖進(jìn)行特殊支護(hù)。

2.1 開(kāi)切眼頂板支護(hù)錨桿設(shè)計(jì)理論計(jì)算

在錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)中，錨桿的設(shè)計(jì)按懸吊理論進(jìn)行計(jì)算。

1）頂板錨桿長(zhǎng)度L為

式中：L1、L2、L3分別表示開(kāi)切眼頂板錨桿外露長(zhǎng)度、軟弱巖層厚度及錨桿伸入穩(wěn)定巖層深度。L=L1＋L2＋L3≥100 mm＋1 000 mm＋300 mm=1 400 mm，取其值為1 800 mm，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)情況可采用Φ22×2 400 mm 高強(qiáng)錨桿。

2）頂板錨固力N可按錨桿桿體的屈服載荷計(jì)算

式中：σs、d分別表示頂板錨桿的屈服強(qiáng)度值及桿體直徑大小，根據(jù)錨桿承受的極限荷載為拉應(yīng)力，因此推算出錨固力N=πd2σs/4=157 kN，取150 kN，故Φ22×2 400 mm 錨桿滿足受力條件的要求。

3）頂板錨桿間排距計(jì)算。板錨桿間排距包括錨桿間距及錨桿排距的確定，其中錨桿間距應(yīng)滿足D≤L/2，錨桿排距按式（9）進(jìn)行計(jì)算

式中：L0表示錨桿排距；n表示每排錨桿根數(shù)；N表示設(shè)計(jì)錨固力；K表示安全系數(shù)；R是開(kāi)切眼頂板上覆巖層平均容重，根據(jù)巖層柱狀圖計(jì)算，取其值為24 kN/m3；a表示巷道掘進(jìn)寬度值的一半；L2表示軟弱巖層厚度，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)情況，取1.0 m。從而可以得到

錨桿間距D≤L/2=0.5×1 800=900 mm，取D=850 mm；

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

2.2 支護(hù)布置方式及規(guī)格參數(shù)

己17-23010 開(kāi)切眼的直接頂為3.14 m 厚砂質(zhì)泥巖，基本頂為3.49 m 厚泥巖，直接底為4.4 m 厚砂質(zhì)泥巖，基本底為25.39 m 細(xì)砂巖，預(yù)測(cè)頂板位移量在0～10 mm，圍巖松動(dòng)圈為0～400 mm，圍巖穩(wěn)定性為非常穩(wěn)定，I 類圍巖，但因埋深較大，掘進(jìn)期間局部頂板將會(huì)出現(xiàn)裂隙、離層、破碎和煤幫片落等現(xiàn)象，局部應(yīng)力重新分布，動(dòng)壓影響大，不易控制，現(xiàn)場(chǎng)主要有以下3種支護(hù)形式。

1）臨時(shí)支護(hù)：進(jìn)行支護(hù)作業(yè)的過(guò)程中，使用戴帽單體柱按柱距1～2 m 打在硬底上，使用水槍給單體柱加壓，柱體升起支撐住錨梁（錨網(wǎng)），然后在可靠的臨時(shí)支護(hù)下進(jìn)行永久支護(hù)或其他作業(yè)。

2）永久支護(hù)：開(kāi)切眼頂部和兩幫采用錨（網(wǎng)）梁支護(hù)。在開(kāi)切眼正常掘進(jìn)過(guò)程中，采用一掘一錨的方法，每次綜合掘進(jìn)一個(gè)循環(huán)完成后立即在當(dāng)前臨時(shí)支護(hù)下開(kāi)展錨（網(wǎng)）梁永久支護(hù)。

3）特殊支護(hù)：開(kāi)切眼開(kāi)挖過(guò)程中穿過(guò)斷層時(shí)，需要考慮斷層的影響，從而選擇合適的支護(hù)形式。這里有2種情況，分別為雖然穿過(guò)斷層，但是當(dāng)開(kāi)切眼上部巖層頂板完整性較好、硬度較大、強(qiáng)度較高時(shí)，可以忽略斷層的影響而按照正常施工時(shí)的支護(hù)方法進(jìn)行支護(hù)；當(dāng)開(kāi)切眼開(kāi)挖掘進(jìn)穿過(guò)斷層時(shí)，如果開(kāi)切眼上部頂巖性較差、破碎度較高時(shí)，則要減小錨桿、錨索間排距并循環(huán)逐排施工。

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)煤巖體的物理力學(xué)性質(zhì)和擾動(dòng)應(yīng)力分布特征，分別采用以上3 種支護(hù)形式，這3 種支護(hù)形式是動(dòng)態(tài)變化的，即在同一個(gè)開(kāi)切眼掘進(jìn)期間支護(hù)方式的選擇并不唯一，而是根據(jù)情況交叉使用以上3 種支護(hù)方式。在采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)時(shí)，巷道斷面采用的布置形式與規(guī)格如下。

1）斷面頂板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高強(qiáng)錨桿＋4 500 mmW 鋼帶支護(hù)，采用掛2 600 mm×1 200 mm金屬絲編織矩形網(wǎng)，錨桿間排距850 mm×800 mm。東幫頂板采用500 MPa，Φ22×2 400 mm 高強(qiáng)錨桿＋2 200 mmW 鋼帶支護(hù)，采用掛2 600 mm×1 200 mm金屬絲編織矩形網(wǎng)，錨桿間排距850 mm×800 mm。頂板錨索采用1 860 MPa，21.8 mm×6 000 mm 七絲低松弛鋼絞線，錨索間排距2 000 mm×1 600 mm。

2）頂板錨桿每孔使用2 卷樹(shù)脂錨固藥卷，頂板錨桿錨固力230 kN，頂板錨桿螺母扭矩320 N·m。錨索每孔使用3 卷樹(shù)脂錨固藥卷，錨索的錨固力200 kN。幫錨桿每孔使用2 卷樹(shù)脂錨固藥卷，幫錨桿錨固力130 kN，幫錨桿螺母扭矩取160 N·m。

3）在使用樹(shù)脂藥卷時(shí)，優(yōu)先使用快速藥卷，其次為中速藥卷。當(dāng)巷道穩(wěn)定性較差裂隙發(fā)育比較明顯時(shí)，應(yīng)增加中速樹(shù)脂藥卷的數(shù)量。

4）掘進(jìn)工作面通過(guò)斷層或構(gòu)造帶，當(dāng)巷道有效高度大于3.5 m 時(shí)，應(yīng)在兩側(cè)額外打一排錨索，其間距控制在2 400 mm 左右，并且錨索的位置選擇在兩幫煤層的中部進(jìn)行施工。

5）在施工期間，幫頂網(wǎng)搭接，當(dāng)頂板發(fā)生斷裂或較為碎裂而導(dǎo)致頂部錨梁端部與煤壁之間的距離在300 mm 以上時(shí)，必須適當(dāng)增加錨桿數(shù)量。

2.3 效用分析

現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐表明，在工作面開(kāi)切眼支護(hù)方式采取錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)時(shí)，可以增加開(kāi)切眼的掘進(jìn)空間，增大錨桿之間的距離，節(jié)約錨桿材料，從而使得掘進(jìn)工作面的成本得到極大程度的降低。以上經(jīng)驗(yàn)充分驗(yàn)證了在薄煤層開(kāi)切眼采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)優(yōu)勢(shì)明顯，前景廣闊。此外，當(dāng)錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)應(yīng)用到圍巖穩(wěn)定性較差的巷道時(shí)，例如巷道圍巖強(qiáng)度較低并且破碎程度較高時(shí)，或者由于構(gòu)造應(yīng)力較大而產(chǎn)生比較大塑性變形的情況下，能夠最大限度地增強(qiáng)掘進(jìn)巷道的穩(wěn)定性，保證掘進(jìn)工作的順利進(jìn)行。與傳統(tǒng)的棚式支護(hù)（圖4（a））相比，錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)（圖4（b））優(yōu)勢(shì)明顯，主要體現(xiàn)在以下方面。

圖4 不同支護(hù)方式時(shí)的斷面圖

1）適用范圍廣，從根本上改善了支護(hù)狀況，保證了安全生產(chǎn)。

2）降低了工作人員作業(yè)強(qiáng)度，使得工作面的作業(yè)質(zhì)量得到了提高。

3）降低了工作面所需支護(hù)物料的運(yùn)輸成本，使得支護(hù)物料的運(yùn)輸通道得到了疏通。

4）開(kāi)切眼的掘進(jìn)效率得到提升，對(duì)高效率掘進(jìn)隊(duì)伍的搭建提供了有利條件。

5）支護(hù)材料的使用量有所降低，節(jié)約了該項(xiàng)成本。

6）有利于實(shí)現(xiàn)工作面的快速搬家，提高生產(chǎn)效率。

3 結(jié)束語(yǔ)

針對(duì)平煤二礦的薄煤層特點(diǎn)，為實(shí)現(xiàn)工作面的安全高效開(kāi)采和快速搬家回撤，開(kāi)展了錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)的施工方法。以平煤二礦己17-23010 開(kāi)切眼為對(duì)象，通過(guò)分析開(kāi)切眼圍巖的失穩(wěn)破壞規(guī)律，制定了錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方案。通過(guò)與傳統(tǒng)棚式支護(hù)相比，錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)時(shí)的開(kāi)切眼巷道更加安全穩(wěn)定，并有利于實(shí)現(xiàn)工作面的快速回撤。基于以上研究和分析，可在薄煤層中推廣使用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)。