不規則大斷面切眼主被動支護技術的應用

丁希陽 周慶亮 榮維濤

（1.汶上義橋煤礦有限責任公司，山東 濟寧 272500；2.濟寧能源發展集團有限公司，山東 濟寧 272000）

隨著回采工作面綜合機械化程度的提升，特別是近年來智能化工作面的普及，為滿足支架安裝空間和單軌吊機車運輸需求，采煤工作面切眼的跨度顯著增加，切眼斷面也愈加不規則，對支護技術和支護質量的要求也越來越高。

1 概況

3 煤層厚度約3.8～5 m，平均4.2 m，傾角15°，地層為一單斜構造。3307 工作面切眼掘進過程中揭露斷層SF18，落差約4.0 m。直接底為深灰色薄層狀粉砂巖，厚1.5～3.8 m，堅固性系數4～6；直接頂為具斜交裂隙砂質泥巖，厚0.5～1.5 m，堅固性系數3～5；基本頂為灰色細砂巖，厚5.5～9.8 m，堅固性系數5～7。

3307 工作面切眼按210.040°方位角沿煤層底板施工，切眼長度195 m，埋深-460～ -469 m。切眼為不規則矩形斷面，左半部為安裝支架斷面，高2.5 m、寬4.4 m；右半部為通行單軌吊機車斷面，高3.7 m、寬4.2 m。施工切眼時需先施工右邊斷面再擴寬施工左邊斷面，切眼總跨度8.6 m，荒斷面26.54 m2。

切眼所掘煤層弱沖擊傾向性，切眼巷道頂板有強沖擊傾向性，切眼巷道底板無沖擊傾向性。經評價3307 工作面切眼掘進期間具有中等沖擊危險性。

2 切眼支護方案

2.1 支護設計

按照工程類比法和理論驗算相結合的方式進行支護設計，結合地質條件和沖擊地壓相關要求確定采取錨網索+W 鋼護板+T 型鋼帶+單體液壓支柱的聯合支護方式。錨桿選取MSGLW-500/Ф22 mm×2400 mm 無縱肋螺紋鋼錨桿，錨索選取Φ21.8 mm×4500 mm 的1860 級高預應力錨索，T型鋼帶采用GD Ⅱ140/20 型材質HRB335 鋼帶裁截加工制作，W 鋼護板采用Q235 鋼材冷軋制成規格為5 mm×280 mm×450 mm。

2.2 支護參數

（1）錨桿間排距900 mm×900 mm，錨索間排距1700 mm×1800 mm，切眼頂部及兩幫鋪設1000 mm×2000 mm 的金屬軋花平網。

（2）每根錨桿安裝一個單啟動讓壓環，順序為托盤、平墊、讓壓環、平墊、減摩墊圈和螺母。錨桿配合W 鋼護板形成護表構件，頂幫W 形鋼護板短邊均平行于巷道中心線布置，增大錨桿護表面積和強度，如圖1。

圖1 3307 不規則工作面切眼錨桿支護示意圖（mm）

（3）頂部采用錨索+T 型鋼帶加強支護，每根錨索均安裝1個雙啟動讓壓環，順序為托盤、壓力碗、平墊、讓壓環、平墊、鎖具。錨索托盤長邊方向沿鋼帶方向，錨索與錨桿錯排布置，錨索滯后迎頭不大于3 m。

（4）右側斷面施工完成后，在左側斷面施工期間采用單體支柱配合鉸接頂梁進行被動補強支護，滯后左側掘進迎頭不大于6 m。單體液壓支柱型號為DWX35/45，支柱排距1000 mm，每排3 棵，鉸接頂梁垂直巷道中心線橫向安設，柱帽應卡在鉸接頂梁中心位置，如圖2。

圖2 3307 工作面切眼錨索+單體支護示意圖（mm）

2.3 支護質量

（1）支護錨桿的抗拔力不小于100 kN，預緊力矩為200 N·m。

（2）錨桿間、排距偏差-100～100 mm，錨桿端頭露出錨桿帽10～50 mm，掛設前探梁吊環的錨桿外露長度不小于30 mm。

（3）兩幫最下端錨桿至底板的間距大于700 mm 時必須補打錨桿，金屬網鋪至巷道底板。巖性松軟或局部片幫冒頂造成的錨桿外露過長的應當補打。

（4）矩形巷道頂部錨桿距幫壁不大于300 mm，幫部錨桿距頂板不大于300 mm。錨桿選孔點超過規定距離時應當及時補打錨桿。

（5）鋼帶、鋼護板、護網與巷道表面貼緊長度不低于70%，因頂板坑洼不平無法貼緊時，可以加墊金屬墊板等剛性較大的材料接頂。

（6）支柱初撐力不低于90 kN，檢測儀器讀數不低于11.4 MPa，支柱需要支到實底，6°～8°迎1°，支柱應當迎山有力，垂直頂底板，向上迎。

3 支護理論驗算

3.1 錨桿間排距

錨桿間距、排距相等時形成穩定承載體，是以錨桿間排距：

a=（Q/KHr）1/2

式中：Q為錨桿設計錨固力，100 kN/根；H為冒落拱高度；r為被懸吊圍巖的容重，取25 kN/m3；K為安全系數，取K=2。其中，H=B/（2f）。B為切眼開掘寬度，取每次施工最大寬度4.4 m（考慮到擴寬期間采用單體加強支護，開掘寬度按切眼一次最大開掘寬度計算）；f為頂板圍巖堅固性系數，取3，則H=B/（2f）≤4.4/（2×3）=0.733。

則a=[100/（2×0.733×25）]1/2=1.65 m， 故 而錨桿間排距900 mm×900 mm 符合護表設計要求。

3.2 錨桿長度計算

按懸吊理論計算錨桿長度：L=L1+L2+L3

式中：L1為錨桿有效長度，一般取值不小于不穩定巖層的厚度，根據柱狀圖判定不穩定巖層厚度最大為1.8 m，f≥3 時按經驗公式，L1=KH=2×0.733=1.47， 兩 者 取 其 大 值 計 算；L2為錨桿錨入深部穩固巖層的深度，取0.5 m；L3為錨桿在巷道中的外露長度，取0.15 m。則L≤2×0.733+0.5+0.15=2.12 m。

上述計算錨桿長度2400 mm 符合圍巖控制要求。

3.3 錨索支護驗算

（1）錨索長度的選擇：L=La+Lb+Lc+Ld

式中：L為錨索的全長；La為錨索深入到穩定巖層的錨固長度，一般設計取值不小于1.5 m，驗算時取該值≥1.7 m；Lb為需要懸吊的不穩定巖層厚度，依據柱狀圖判斷不穩定巖層厚度為1.8 m，則取值2 m；Lc為托盤、讓壓環和錨具的疊加厚度，取0.3 m；Ld為外露的最大容許張拉長度，取0.25 m。則L≥1.70+2.0+0.3+0.25=4.25 m，故取錨索長度為4.5 m 滿足設計要求。

（2）確定錨索個數：N=K×W/P斷

式中：N為錨索具體數量；K為安全系數，取2；P斷為錨索的最小破斷力，取583 kN；W為被吊煤巖的自重。

W=B×∑h×∑r×D

式中：B為巷道開掘寬度，取最大跨度8.6 m進行計算；∑h為懸吊圍巖的厚度，取2 m；∑r為懸吊圍巖的平均容重，取25 kN/m3；D為錨索排距，取2.7 m。則W=8.6×2×25×2.7=1161 kN。

N=2×1161/583 ≈4 根。

綜上，切眼大斷面頂板選取6 根錨索，符合設計要求。

（3）根據懸吊理論校核錨索支護和最優排距：錨索支護的原理是將錨桿加固的“組合梁”整體懸吊在上部穩定巖層中，從而使深部和淺表通過錨索形成一個整體。而在進行校核錨索最優排距時，其冒落方式需要按最嚴重的冒落高度大于錨桿長度的整體冒落進行考慮。此時，巷道兩幫頂部的角錨桿和錨索在深部形成扇形應力區，從而一起發揮懸吊作用，在忽略巖體粘結力和內摩擦力的作用下，取垂直方向力的平衡，則按以下公式進行校核：

L=n·F2/[B·H·r-2F1sinθ/L1]

式中：L為錨索最優排距；B為切眼最大冒落寬度，取巷道總跨度8.6 m；H為巷道冒落高度，取2.4 m；r為煤巖平均容重，取25 kN/m3；L1為錨桿排距，取0.9 m；F1為錨桿錨固力，取100 kN；F2為錨索最大承載力，取583 kN；θ為錨桿與巷道頂板的夾角，不小于75°；n為錨 索 排 數， 取1。 則L=1×583/[8.6×2.4×25-2×100×sin75°/0.9]=1.93 m，故取錨索間距1700 mm、排距1800 mm 滿足控制圍巖的要求。

4 應用效果分析

切眼右側斷面施工完成后，再開掘左側斷面，開掘施工期間安設DLJ-2H 型雙基點頂板離層儀進行頂板離層監測，每掘進不大于40 m 安設一組，切眼掘進期間共安設6 組。考慮到開門口跨度大，只分析切眼內的4 組頂板離層數據。

（1）右側斷面施工期間未出現明顯離層和墜網，開掘左側斷面期間頂板開始出現淺表離層現象，但未出現大面積頂板下沉和錨桿兜網現象。

（2）切眼開掘后第2 天開始頂板出現明顯離層現象，在第5 天時離層速度達到最大約7 mm/d，在第19 天時離層增速漸緩，第33 天時頂板離層趨于穩定。

（3）切眼開掘一個月后圍巖處于穩定控制狀態，開掘40 d 后頂板離層量不再繼續增加，最大頂板離層量41～46 mm 不超過50 mm，能夠滿足切眼形變量的要求。切眼頂板移近量數據分析圖如圖3。

圖3 3307 工作面切眼頂板移近量數據分析圖

5 結論

（1）對比已施工的相鄰工作面切眼，相較于傳統支護形式，不規則大斷面切眼采用主被動相結合的支護方式后，頂板離層趨于穩定時間提前了20 d，最大離層量減少約150 mm，未發生錨桿擼絲、爛網現象，充分說明該支護方案切實有效。

（2）切眼開掘后累計頂板變形量不超過50 mm，符合無腰線巷道凈高誤差-50～200 mm 的施工標準，避免了傳統情況下后期為安裝支架需再次起底，相較于傳統支護方案減少了切眼工程量和巷道維護工作量，有效提高了施工效率，降低了職工勞動強度，經濟效益顯著，為沖擊地壓不規則大斷面支護應用積累了寶貴的實踐經驗。