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[摘 要]大采高综采工作面的开切眼普遍具有断面大、围岩裂隙发育及完整性差的特点，为解决石梯子西沟煤矿大采高工作面中大断面开切眼的支护问题，综合分析提出锚杆、长锚索、金属网联合支护技术。现场实践结果表明，采用锚网索支护可有效地控制大断面开切眼围岩变形，支护效果较好，满足了工作面安装需求，为工作面快速安装和提前投产奠定了基础。
[关键词]大断面开切眼；锚网索联合支护；围岩稳定
中图分类号：TD 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）11-0020-02
1、工程概况
石梯子西沟煤矿1E401开切眼地面位置位于井田东部山坡地带，无任何建筑物，有季节性西沟河贯穿井田南北。工作面南部为采空区，东为井田边界，北部为实体煤，西面为主井筒保护煤柱。本工作面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.08m，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为12030′，开切眼设计长度为200m。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂岩，节理发育，裂隙多、富含水。
2、巷道布置及支护设计
2.1 巷道布置与设计
1E401工作面开切眼布置于B4煤层，1E401工作面开切眼设计为矩形断面，开切眼设计断面为L=11m，h=3.2m，断面积35.2m2，具体如表1.巷道要求沿B4煤层顶板自上而下掘进，掘进时巷道底板要截割平缓。
2.2 巷道支护设计
考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿+1517和1484水平巷锚杆、锚索支护经验，采用锚杆、锚索支护，支护图如下图1，具体支护参数如下：
2.2.1 采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距900mm×900mm。
（1）顶部锚杆采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采空区边界帮采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采区的帮采用Φ18mm的树脂锚杆，长度为2000mm的锚杆。顶部锚杆采用CK2350快速锚固剂4卷，两帮锚杆采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。
（2）托板用10mm厚的钢板制成120mm*120mm的托板。
（3）锚索采用Φ15.24mm的钢绞线，长度为12500、9500、7000mm。锚索采用CK2350快速锚固剂，12.5m长的锚索每眼装8卷，9米长的锚索每眼装7卷，7米长的锚索每眼装5卷。
（4）錨索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。
2.2.2 临时支护的形式
采用前探梁作临时支护，使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于1.8m并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为2700×300×50㎜。
2.3 巷道锚杆、锚索支护设计校验
2.3.1 采用计算法校核支护参数
（1）达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3
式中：L—锚杆总长度，m；L1—锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）；L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取2.9m，帮锚杆取2.1m），m。
普氏免压拱高：b=[B/2+H.tan（45°-ω帮/2）]/f顶
式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，B=11m，H=3.2m；f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；ω帮—两帮围岩的内摩擦角，ω帮取68.19°
b=[11000/2+3200×tan（45°-68.19°/2）]/2.5=2446.6mm
煤帮破碎深度C=3200×tan（45°-68.19°/2）=616.5mm
锚入岩（煤）层内深度L3=dat/4tc=20×350/4×2.9=600mm
其中at——杆体材料的设计抗拉强度，MPa；tc—锚杆与树脂的粘结强度：螺纹钢tc≈5.0MPa。
依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2446.6mm，帮锚杆长度616.5mm；实际顶锚杆长度3000mm；帮锚杆长度3000mm、2000mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。
（2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K=2，实际Q（80KN）>2G（32.95KN）。反算锚杆间、排距a=（Q/KrL2）0.5=1.214m，实际所选锚杆间排距为900mm—900mm均大于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。
2.3.2 悬吊理论校核锚索间距
为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。
（1）锚索间距：L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]
式中：L—锚索间距或排距，m；B—巷道最大冒落宽度，取5.5m；H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m；γ—岩石容重，26.7KN/m3；L1—锚索排距3m；F1—锚索锚固力，80KN；n—锚索排数，取1；F2—锚索极限承载力，取1860KN；θ—锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
经计算，L=17.69m，实际排距为4.0m小于计算长度，因此实际所选锚杆间排距符合要求。 3、施工方法及施工工艺
3.1 施工方法
1E401工作面开切眼在施工中沿B4煤层顶板掘进，使用 EBZ132掘进机进行切割，用40T刮板运输机转载到DTL80/40/2*55胶带运输机运煤，支护方式为锚网加锚索梁联合支护。
3.2 施工顺序
（1）1E401开切眼综掘工作面设计长度为200m，掘进断面35.2㎡。开切眼从运输顺槽到回风顺槽平均坡度9°，开切眼以东距井田边界留50m保安煤柱后，综掘二队从回风顺槽自上而下进行掘进，综掘二队掘进100m。该开切眼分2次成巷，第一次自东向西掘5.5m，在西边墙帮，顶部打1根12.5m的锚索，再向东的巷顶间隔2200m打第一根9.5m的锚索，再间隔2200mm打二根7m的锚索。第一次以5.5m的宽度一直打够100m，在将掘进机退回运输顺进行第二次扩帮掘进作业，第二次扩帮掘进5.5m，支护依次间隔2200mm，打9.5m的锚索4根，最后再间隔2200mm打7.0m的锚索1根。
（2）根据IE401工作面上下顺槽掘进速度，综掘二队先到达开切眼位置。
二队到达开切眼位置后继续往前掘进6m，作为综采支架安装的绞车硐室。该项工程完成后。掘进机后退16m，按照地测科标定的施工中线开始绕弧度掘进开切眼。综掘二队自上而下掘进100米完成后。回撤运输设备准备二次扩帮成巷100m，完成开切眼全断面施工任务。
3.3 截割顺序和方法
（1）截割机具和钻眼机具
使用EBZ132型掘進机掘进，打眼支护使用MYT-160C型液压锚杆钻机进行。
（2）机组截割顺序、方法
1）开启跟机皮带→合上电控箱操作手把→拉出操作箱紧停按纽→将支护开关拔至“运行”位置→按压警铃发出开机信号→在信号发出30S内启动油泵电机→在油泵电机启动18S启动截割电机。
2）采用垂直切割方法，切割头从上向下、从右向左切割。等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600㎜后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。
4.4 循环作业
每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4m，每循环内的作业顺序是：当割至距锚杆2.4m，必须停止掘进，进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。
4、结束语
开切眼是综采采煤工作面开始回采的地方，其支护方式将直接决定开切眼围岩的稳定和综采设备的安装，对工作面的安全、高效回采意义重大。通过现场实践发现，石梯子西沟煤矿1E401开切眼采用锚网索联合支护显著地改善了开切眼受力状况，有效地控制住了大跨度、大高度复合顶板条件下开切眼顶板及两帮的变形，所采用的支护参数能够较好地满足工作面顺利投产的要求，为该矿区类似开采条件下工作面开切眼支护提供了参考依据。
[关键词]大断面开切眼；锚网索联合支护；围岩稳定
中图分类号：TD 文献标识码：A 文章编号：1009-914X（2016）11-0020-02
1、工程概况
石梯子西沟煤矿1E401开切眼地面位置位于井田东部山坡地带，无任何建筑物，有季节性西沟河贯穿井田南北。工作面南部为采空区，东为井田边界，北部为实体煤，西面为主井筒保护煤柱。本工作面煤层赋存稳定，煤厚变化不大，平均厚度为5.08m，结构单一；煤层在本面发育较为均匀，煤层倾角为12030′，开切眼设计长度为200m。该煤层直接顶为细砂岩、老顶为粗砂岩，节理发育，裂隙多、富含水。
2、巷道布置及支护设计
2.1 巷道布置与设计
1E401工作面开切眼布置于B4煤层，1E401工作面开切眼设计为矩形断面，开切眼设计断面为L=11m，h=3.2m，断面积35.2m2，具体如表1.巷道要求沿B4煤层顶板自上而下掘进，掘进时巷道底板要截割平缓。
2.2 巷道支护设计
考虑我矿B4煤层顶板岩性及硬度，结合我矿+1517和1484水平巷锚杆、锚索支护经验，采用锚杆、锚索支护，支护图如下图1，具体支护参数如下：
2.2.1 采用锚杆、金属网支护，托板平行于工作面呈一字形排列，排间距900mm×900mm。
（1）顶部锚杆采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采空区边界帮采用Φ20mm的等强螺纹锚杆，长度为3000mm。靠采区的帮采用Φ18mm的树脂锚杆，长度为2000mm的锚杆。顶部锚杆采用CK2350快速锚固剂4卷，两帮锚杆采用CK3535快速锚固剂，每眼2卷。
（2）托板用10mm厚的钢板制成120mm*120mm的托板。
（3）锚索采用Φ15.24mm的钢绞线，长度为12500、9500、7000mm。锚索采用CK2350快速锚固剂，12.5m长的锚索每眼装8卷，9米长的锚索每眼装7卷，7米长的锚索每眼装5卷。
（4）錨索托板用15mm的钢板制成300mm*300mm或用22kg/m的道轨、12号以上的工字钢制400-500mm。
2.2.2 临时支护的形式
采用前探梁作临时支护，使用吊挂式前探梁作超前临时支护时，吊挂点不少于两处，两吊挂点之间间距不小于1.8m并用木楔刹实打上劲。前探梁的长度为4.5米的圆钢管，背板数量不少于6块，规格为2700×300×50㎜。
2.3 巷道锚杆、锚索支护设计校验
2.3.1 采用计算法校核支护参数
（1）达到支护效果的条件，应满足：L≥L1+L2+L3
式中：L—锚杆总长度，m；L1—锚杆外露长度（顶锚杆取50mm，帮锚杆取50mm）；L2—有效长度（顶锚杆取免压拱高b，帮锚杆取煤帮破碎深度c），m；L3—锚入岩层内深度（顶锚杆取2.9m，帮锚杆取2.1m），m。
普氏免压拱高：b=[B/2+H.tan（45°-ω帮/2）]/f顶
式中：B、H—巷道掘进跨度和高度，B=11m，H=3.2m；f顶—顶板岩石普氏系数，f顶取2.5；ω帮—两帮围岩的内摩擦角，ω帮取68.19°
b=[11000/2+3200×tan（45°-68.19°/2）]/2.5=2446.6mm
煤帮破碎深度C=3200×tan（45°-68.19°/2）=616.5mm
锚入岩（煤）层内深度L3=dat/4tc=20×350/4×2.9=600mm
其中at——杆体材料的设计抗拉强度，MPa；tc—锚杆与树脂的粘结强度：螺纹钢tc≈5.0MPa。
依据上述公式计算得出：顶锚杆长度2446.6mm，帮锚杆长度616.5mm；实际顶锚杆长度3000mm；帮锚杆长度3000mm、2000mm所选锚杆长度均大于计算长度，因此，实际所选锚杆长度符合要求。
（2）按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距
每根锚杆悬吊岩体重量G=rL2a2，锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见，再考虑安全系数K，取K=2，实际Q（80KN）>2G（32.95KN）。反算锚杆间、排距a=（Q/KrL2）0.5=1.214m，实际所选锚杆间排距为900mm—900mm均大于计算长度，因此，实际所选锚杆间排距符合要求。
2.3.2 悬吊理论校核锚索间距
为防止巷道顶板发生大面积整体跨落，用锚索将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中，校核锚索间距，冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时，靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下，取垂直方向力的平衡，可用下式计算锚索间距。
（1）锚索间距：L=nF2/[BHγ-（2F1sinθ）/L1]
式中：L—锚索间距或排距，m；B—巷道最大冒落宽度，取5.5m；H—巷道冒落高度，按最严重冒落高度取2.0m；γ—岩石容重，26.7KN/m3；L1—锚索排距3m；F1—锚索锚固力，80KN；n—锚索排数，取1；F2—锚索极限承载力，取1860KN；θ—锚杆与巷道顶板的夹角，75°；
经计算，L=17.69m，实际排距为4.0m小于计算长度，因此实际所选锚杆间排距符合要求。 3、施工方法及施工工艺
3.1 施工方法
1E401工作面开切眼在施工中沿B4煤层顶板掘进，使用 EBZ132掘进机进行切割，用40T刮板运输机转载到DTL80/40/2*55胶带运输机运煤，支护方式为锚网加锚索梁联合支护。
3.2 施工顺序
（1）1E401开切眼综掘工作面设计长度为200m，掘进断面35.2㎡。开切眼从运输顺槽到回风顺槽平均坡度9°，开切眼以东距井田边界留50m保安煤柱后，综掘二队从回风顺槽自上而下进行掘进，综掘二队掘进100m。该开切眼分2次成巷，第一次自东向西掘5.5m，在西边墙帮，顶部打1根12.5m的锚索，再向东的巷顶间隔2200m打第一根9.5m的锚索，再间隔2200mm打二根7m的锚索。第一次以5.5m的宽度一直打够100m，在将掘进机退回运输顺进行第二次扩帮掘进作业，第二次扩帮掘进5.5m，支护依次间隔2200mm，打9.5m的锚索4根，最后再间隔2200mm打7.0m的锚索1根。
（2）根据IE401工作面上下顺槽掘进速度，综掘二队先到达开切眼位置。
二队到达开切眼位置后继续往前掘进6m，作为综采支架安装的绞车硐室。该项工程完成后。掘进机后退16m，按照地测科标定的施工中线开始绕弧度掘进开切眼。综掘二队自上而下掘进100米完成后。回撤运输设备准备二次扩帮成巷100m，完成开切眼全断面施工任务。
3.3 截割顺序和方法
（1）截割机具和钻眼机具
使用EBZ132型掘進机掘进，打眼支护使用MYT-160C型液压锚杆钻机进行。
（2）机组截割顺序、方法
1）开启跟机皮带→合上电控箱操作手把→拉出操作箱紧停按纽→将支护开关拔至“运行”位置→按压警铃发出开机信号→在信号发出30S内启动油泵电机→在油泵电机启动18S启动截割电机。
2）采用垂直切割方法，切割头从上向下、从右向左切割。等整个系统正常后，按截割顺序图将切割头对准工作面缓慢前移进刀，钻入600㎜后，将铲板放下紧贴底板做为前支撑点，将机组稳定器（即后支撑）放下做为后支撑点进行切割，要求顶板水平切割，两帮垂直切割，一次性割够矩形断面的设计标准。
4.4 循环作业
每小班进行二个作业循环，每循环进尺2.4m，每循环内的作业顺序是：当割至距锚杆2.4m，必须停止掘进，进行安全检查后，进行铺网、联网，最后将两根掩护式前探推入工作面，将挑杆搭在前探梁之间；然后用木楔刹紧背牢。根据支护要求号眼，先打工作面中部的钻孔并将锚杆杆体注入，用单垫双螺母拧紧。以此工序支护完空顶下的锚杆与锚索。然后开始打帮锚，支护工序完毕后方可继续向前掘进并以此循环。
4、结束语
开切眼是综采采煤工作面开始回采的地方，其支护方式将直接决定开切眼围岩的稳定和综采设备的安装，对工作面的安全、高效回采意义重大。通过现场实践发现，石梯子西沟煤矿1E401开切眼采用锚网索联合支护显著地改善了开切眼受力状况，有效地控制住了大跨度、大高度复合顶板条件下开切眼顶板及两帮的变形，所采用的支护参数能够较好地满足工作面顺利投产的要求，为该矿区类似开采条件下工作面开切眼支护提供了参考依据。