不规则大断面切眼主被动支护技术的应用

丁希阳 周庆亮 荣维涛

（1.汶上义桥煤矿有限责任公司，山东 济宁 272500；2.济宁能源发展集团有限公司，山东 济宁 272000）

随着回采工作面综合机械化程度的提升，特别是近年来智能化工作面的普及，为满足支架安装空间和单轨吊机车运输需求，采煤工作面切眼的跨度显著增加，切眼断面也愈加不规则，对支护技术和支护质量的要求也越来越高。

1 概况

3 煤层厚度约3.8～5 m，平均4.2 m，倾角15°，地层为一单斜构造。3307 工作面切眼掘进过程中揭露断层SF18，落差约4.0 m。直接底为深灰色薄层状粉砂岩，厚1.5～3.8 m，坚固性系数4～6；直接顶为具斜交裂隙砂质泥岩，厚0.5～1.5 m，坚固性系数3～5；基本顶为灰色细砂岩，厚5.5～9.8 m，坚固性系数5～7。

3307 工作面切眼按210.040°方位角沿煤层底板施工，切眼长度195 m，埋深-460～ -469 m。切眼为不规则矩形断面，左半部为安装支架断面，高2.5 m、宽4.4 m；右半部为通行单轨吊机车断面，高3.7 m、宽4.2 m。施工切眼时需先施工右边断面再扩宽施工左边断面，切眼总跨度8.6 m，荒断面26.54 m2。

切眼所掘煤层弱冲击倾向性，切眼巷道顶板有强冲击倾向性，切眼巷道底板无冲击倾向性。经评价3307 工作面切眼掘进期间具有中等冲击危险性。

2 切眼支护方案

2.1 支护设计

按照工程类比法和理论验算相结合的方式进行支护设计，结合地质条件和冲击地压相关要求确定采取锚网索+W 钢护板+T 型钢带+单体液压支柱的联合支护方式。锚杆选取MSGLW-500/Ф22 mm×2400 mm 无纵肋螺纹钢锚杆，锚索选取Φ21.8 mm×4500 mm 的1860 级高预应力锚索，T型钢带采用GD Ⅱ140/20 型材质HRB335 钢带裁截加工制作，W 钢护板采用Q235 钢材冷轧制成规格为5 mm×280 mm×450 mm。

2.2 支护参数

（1）锚杆间排距900 mm×900 mm，锚索间排距1700 mm×1800 mm，切眼顶部及两帮铺设1000 mm×2000 mm 的金属轧花平网。

（2）每根锚杆安装一个单启动让压环，顺序为托盘、平垫、让压环、平垫、减摩垫圈和螺母。锚杆配合W 钢护板形成护表构件，顶帮W 形钢护板短边均平行于巷道中心线布置，增大锚杆护表面积和强度，如图1。

图1 3307 不规则工作面切眼锚杆支护示意图（mm）

（3）顶部采用锚索+T 型钢带加强支护，每根锚索均安装1个双启动让压环，顺序为托盘、压力碗、平垫、让压环、平垫、锁具。锚索托盘长边方向沿钢带方向，锚索与锚杆错排布置，锚索滞后迎头不大于3 m。

（4）右侧断面施工完成后，在左侧断面施工期间采用单体支柱配合铰接顶梁进行被动补强支护，滞后左侧掘进迎头不大于6 m。单体液压支柱型号为DWX35/45，支柱排距1000 mm，每排3 棵，铰接顶梁垂直巷道中心线横向安设，柱帽应卡在铰接顶梁中心位置，如图2。

图2 3307 工作面切眼锚索+单体支护示意图（mm）

2.3 支护质量

（1）支护锚杆的抗拔力不小于100 kN，预紧力矩为200 N·m。

（2）锚杆间、排距偏差-100～100 mm，锚杆端头露出锚杆帽10～50 mm，挂设前探梁吊环的锚杆外露长度不小于30 mm。

（3）两帮最下端锚杆至底板的间距大于700 mm 时必须补打锚杆，金属网铺至巷道底板。岩性松软或局部片帮冒顶造成的锚杆外露过长的应当补打。

（4）矩形巷道顶部锚杆距帮壁不大于300 mm，帮部锚杆距顶板不大于300 mm。锚杆选孔点超过规定距离时应当及时补打锚杆。

（5）钢带、钢护板、护网与巷道表面贴紧长度不低于70%，因顶板坑洼不平无法贴紧时，可以加垫金属垫板等刚性较大的材料接顶。

（6）支柱初撑力不低于90 kN，检测仪器读数不低于11.4 MPa，支柱需要支到实底，6°～8°迎1°，支柱应当迎山有力，垂直顶底板，向上迎。

3 支护理论验算

3.1 锚杆间排距

锚杆间距、排距相等时形成稳定承载体，是以锚杆间排距：

a=（Q/KHr）1/2

式中：Q为锚杆设计锚固力，100 kN/根；H为冒落拱高度；r为被悬吊围岩的容重，取25 kN/m3；K为安全系数，取K=2。其中，H=B/（2f）。B为切眼开掘宽度，取每次施工最大宽度4.4 m（考虑到扩宽期间采用单体加强支护，开掘宽度按切眼一次最大开掘宽度计算）；f为顶板围岩坚固性系数，取3，则H=B/（2f）≤4.4/（2×3）=0.733。

则a=[100/（2×0.733×25）]1/2=1.65 m， 故 而锚杆间排距900 mm×900 mm 符合护表设计要求。

3.2 锚杆长度计算

按悬吊理论计算锚杆长度：L=L1+L2+L3

式中：L1为锚杆有效长度，一般取值不小于不稳定岩层的厚度，根据柱状图判定不稳定岩层厚度最大为1.8 m，f≥3 时按经验公式，L1=KH=2×0.733=1.47， 两 者 取 其 大 值 计 算；L2为锚杆锚入深部稳固岩层的深度，取0.5 m；L3为锚杆在巷道中的外露长度，取0.15 m。则L≤2×0.733+0.5+0.15=2.12 m。

上述计算锚杆长度2400 mm 符合围岩控制要求。

3.3 锚索支护验算

（1）锚索长度的选择：L=La+Lb+Lc+Ld

式中：L为锚索的全长；La为锚索深入到稳定岩层的锚固长度，一般设计取值不小于1.5 m，验算时取该值≥1.7 m；Lb为需要悬吊的不稳定岩层厚度，依据柱状图判断不稳定岩层厚度为1.8 m，则取值2 m；Lc为托盘、让压环和锚具的叠加厚度，取0.3 m；Ld为外露的最大容许张拉长度，取0.25 m。则L≥1.70+2.0+0.3+0.25=4.25 m，故取锚索长度为4.5 m 满足设计要求。

（2）确定锚索个数：N=K×W/P断

式中：N为锚索具体数量；K为安全系数，取2；P断为锚索的最小破断力，取583 kN；W为被吊煤岩的自重。

W=B×∑h×∑r×D

式中：B为巷道开掘宽度，取最大跨度8.6 m进行计算；∑h为悬吊围岩的厚度，取2 m；∑r为悬吊围岩的平均容重，取25 kN/m3；D为锚索排距，取2.7 m。则W=8.6×2×25×2.7=1161 kN。

N=2×1161/583 ≈4 根。

综上，切眼大断面顶板选取6 根锚索，符合设计要求。

（3）根据悬吊理论校核锚索支护和最优排距：锚索支护的原理是将锚杆加固的“组合梁”整体悬吊在上部稳定岩层中，从而使深部和浅表通过锚索形成一个整体。而在进行校核锚索最优排距时，其冒落方式需要按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落进行考虑。此时，巷道两帮顶部的角锚杆和锚索在深部形成扇形应力区，从而一起发挥悬吊作用，在忽略岩体粘结力和内摩擦力的作用下，取垂直方向力的平衡，则按以下公式进行校核：

L=n·F2/[B·H·r-2F1sinθ/L1]

式中：L为锚索最优排距；B为切眼最大冒落宽度，取巷道总跨度8.6 m；H为巷道冒落高度，取2.4 m；r为煤岩平均容重，取25 kN/m3；L1为锚杆排距，取0.9 m；F1为锚杆锚固力，取100 kN；F2为锚索最大承载力，取583 kN；θ为锚杆与巷道顶板的夹角，不小于75°；n为锚 索 排 数， 取1。 则L=1×583/[8.6×2.4×25-2×100×sin75°/0.9]=1.93 m，故取锚索间距1700 mm、排距1800 mm 满足控制围岩的要求。

4 应用效果分析

切眼右侧断面施工完成后，再开掘左侧断面，开掘施工期间安设DLJ-2H 型双基点顶板离层仪进行顶板离层监测，每掘进不大于40 m 安设一组，切眼掘进期间共安设6 组。考虑到开门口跨度大，只分析切眼内的4 组顶板离层数据。

（1）右侧断面施工期间未出现明显离层和坠网，开掘左侧断面期间顶板开始出现浅表离层现象，但未出现大面积顶板下沉和锚杆兜网现象。

（2）切眼开掘后第2 天开始顶板出现明显离层现象，在第5 天时离层速度达到最大约7 mm/d，在第19 天时离层增速渐缓，第33 天时顶板离层趋于稳定。

（3）切眼开掘一个月后围岩处于稳定控制状态，开掘40 d 后顶板离层量不再继续增加，最大顶板离层量41～46 mm 不超过50 mm，能够满足切眼形变量的要求。切眼顶板移近量数据分析图如图3。

图3 3307 工作面切眼顶板移近量数据分析图

5 结论

（1）对比已施工的相邻工作面切眼，相较于传统支护形式，不规则大断面切眼采用主被动相结合的支护方式后，顶板离层趋于稳定时间提前了20 d，最大离层量减少约150 mm，未发生锚杆撸丝、烂网现象，充分说明该支护方案切实有效。

（2）切眼开掘后累计顶板变形量不超过50 mm，符合无腰线巷道净高误差-50～200 mm 的施工标准，避免了传统情况下后期为安装支架需再次起底，相较于传统支护方案减少了切眼工程量和巷道维护工作量，有效提高了施工效率，降低了职工劳动强度，经济效益显著，为冲击地压不规则大断面支护应用积累了宝贵的实践经验。