大断面切眼一次成巷围岩支护技术研究及应用

王向国

（皖北煤电集团，安徽 淮北 234000）

1 概况

任楼煤矿Ⅱ8224N 工作面位于二水平Ⅱ2 采区二区段北翼，北至设计切眼，邻近F2-1 断层；南至设计收作线；上限以设计风巷为界，上邻Ⅱ8222 里段采空区，间距为8.0 m；下限以设计机巷为界。Ⅱ8224N 切眼上覆31、51、52、72、73主（可）采煤层，其中72、73煤已回采，Ⅱ8224N 切眼与73煤采空区的间距12.0～18.0 m。

Ⅱ8224N 工 作 面 切 眼 全 长245 m， 规格B×H=7.2 m×3.2 m， 断 面 长225 m， 规 格B×H=7.6 m×3.2 m 的煤机大棚长20 m，其宽度为正常掘进巷道的2 倍左右。传统施工切眼的方法，先施工导硐切眼，再对导硐切眼进行刷大，对顶板的二次破坏，不利于巷道的安全施工。针对Ⅱ8224N 切眼大断面巷道工程地质条件与支护特点，提出一次成巷围岩稳定控制方案，以实现开切眼安全高效施工的要求，确保切眼掘进及工作面回采期间的安全与施工效率。

2 切眼支护参数设计

支护设计的主要任务是确定合理的支护参数，既要保证开挖阶段安全稳定，又要保证施工成本与效率在可控范围内。基于上述原则，结合相关论文资料与煤矿巷道锚杆支护技术规范等对大断面切眼的支护参数进行初步确定，主要包括锚杆索的长度、间排距与预紧力。

2.1 锚杆长度

在回采巷道等煤巷的支护中，顶板锚杆通常起悬吊作用，帮部锚杆有锚固帮部的作用。对于大断面切眼在煤层掘进，可依照煤巷设计支护参数对锚杆长度进行计算。参照煤巷支护中锚杆长度计算式[1]：

式中：L为锚杆长度，m；L1为锚杆外露长度；L2为锚杆有效长度，m；L3为锚杆锚固长度，m。本次计算设计中，L1由锚杆的类型与锚固方式所决定，取0.15 m，L2的大小需满足大于不稳定岩层厚度，L3为端部锚固的锚固长度，取0.3～0.4 m。

D2D通信的基本概念最早出现在文献[1]中。文献[1]提出了一种结合单跳蜂窝网(SCN)和Ad-hoc网络的多跳蜂窝网络(MCN)，并对比了SCN与MCN的吞吐量，证明MCN确实能提高吞吐量。D2D通信可分为Inband Underlay、Inband Overlay、Outband Controlled和Outband Autonomous 4种情况[2]，分别表示D2D通信在授权频段使用与基站相同的信道、在授权频段使用与基站不同的信道、在未授权频段由基站控制D2D通信、在未授权频段通信设备自组织通信，现有的研究多集中于Inband Underlay，重点考虑频谱资源分配与功耗的控制问题。

L2的大小可根据普氏理论计算自然平衡拱状态下巷道顶板潜在松动范围[2]来确定，限于篇幅，直接给出计算结果为：巷道煤帮的破坏深度为C=0.75 m，巷道顶板破坏深度为h=1.77 m。取锚杆有效长度为帮顶松动及破坏深度，将各参数代入式（1）得：

顶锚杆长度：

由以上数值模拟结果可知，采取该支护方案对大断面切眼进行支护，能使切眼围岩维持稳定，顶板围岩塑性区深度为3.5 m，两帮围岩塑性区深度为1.5 m，切眼大断面顶底板表面移进量为28.7 mm，均在合理范围内。通过监测顶底板锚杆索受力情况，得到顶板锚杆最大应力为61.1 kN，顶板锚索最大应力为129.1 kN，满足支护设计要求。

帮锚杆长度：

式中：a为锚杆间排距，m；G为锚杆设计锚固力，kN；k为安全系数，取k=3；L2为锚杆有效长度；γ为岩体容重，本次取γ=25 kN/m3。

智能变电站利用统一的信号传输进行建模，并构建了基于一致性基础信息的信息平台系统。可以实现信息的实时换，这使传统变电站的自我封闭和信息交换能力差的问题得以有效的改善，解决了信息孤岛的问题，在智能变电站中都采用IEC 61850通信网络规约来进行信息的交换和传输，实现了站内信息量的全景采集和交换工作，这与原来的不同厂家的设备在通信规约及交互接口方面参差不齐的情况导致各子系统之间信息的不通有很大的不同，其基本满足了装置互换性的要求，建立了信息平台系统，使变电站安全操作和用户之间实现了互动的需求。

结合Ⅱ8224N 切眼地质条件和断面尺寸，由于切眼断面较大，帮部锚杆长度需适当加长，顶部锚杆采用规格为Ф22 mm×2400 mm 左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆；帮部锚杆：老塘侧采用Ф20 mm×2600 mm 右旋全螺纹锚杆，煤壁侧采用规格为Ф22 mm×2200 mm 玻璃钢锚杆。

2.2 顶锚杆间排距

选择合适的支护参数，不仅能确保生产活动的安全，还能提高施工效率，降低生产成本。针对大断面锚杆支护设计可借鉴在煤巷中的支护参数，该文[3]表明顶板锚杆间排距应满足：

L≥0.15+0.75+（0.3～0.4）=1.2～1.3 m。

由式（5）得，锚杆预紧力矩为189.36～368.13 N·m。因此，锚杆预紧力矩不小于300 N·m。锚索的长度、直径越大，强度越高，施加于杆体的预紧力也应越大，一般为锚索拉断载荷的40%～70%。锚索采用1×19 结构、Φ21.8 mm 的高强度钢绞线，其设计破断载荷按510 kN，参考实践经验，锚索预紧力设计为210 kN（约为拉断载荷的41.18%）。

2.3 锚索长度

锚索的作用范围比锚杆更广，其主要作用原理：将锚杆支护形成的范围较小的预应力承载结构与围岩深部的稳定岩体相连，共同形成稳定承载的大结构，充分发挥围岩的自承载能力，从而提高整体围岩的稳定性。综上，锚索锚固的长度应大于围岩松动范围，到达深部稳定岩层。锚索长度计算式：

式中：L为锚索长度，m；L1为锚索外露长度，m；Lb为潜在的不稳定岩层厚度，m：Lm为锚索锚固长度。计算中，L1取0.3～0.4 m，锚固方式为端锚，Lm取1.2～1.5 m。

结合73煤开采形成采空区和Ⅱ8224 大断面切眼的关系建立了数值计算模型。在模拟过程中对实际的地质条件进行了适当的简化。模型沿Ⅱ8224 切眼轴向方向长度为90 m，切眼两侧留设围岩宽度为33 m，模型总高度为44.1 m。对于上覆岩层没有在模型中显示的部分，采用载荷来代替。在模拟过程中，首先开采73煤，再开挖Ⅱ8224 切眼。

Ⅱ8224N 大断面切眼超前段宽度分别为3.7 m和5.0 m，超前段深度为1.6 m 和3.2 m，全断面一次开挖7.2 m。数值模拟采用的支护参数与2.6 节中设计的参数相同。数值模拟在切眼两侧的数值计算的单元网格宽度为0.5 m，82煤层和顶底板的单元网格高度为0.5 m。模型的前后左右四个面设置位移为0 的边界条件，通过在模型的上部施加载荷来替代上覆岩层的重量，计算至各个单元处于应力平衡后，停止计算。

2.4 锚索间排距

为使锚索与锚杆相互之间形成共同的骨架网络预应力承载结构，需根据锚索预紧力来选取合理的锚索间排距。锚索支护密度应在合理的范围内，太大容易造成支护浪费，增加支护成本，太小不足以提供足够的承载力，造成巷道失稳变形，影响生产活动与人员安全。根据《煤矿巷道锚杆支护技术规范》（GB/T 35056-2018），对一般掘进的巷道，比较合理的支护密度为每2～3 排锚杆布置5 根锚索。考虑锚杆锚索施工相互影响，确定锚索布置方式：每两排锚杆布置一排锚索，每排布置5 根，锚索间排距为1600 mm×1600 mm。

运用式(8)融合8位专家的证据，计算得出8位专家对于风险因素e11所所隶属风险等级的BPA：me11=(0.544 4，0.455 6，0，0，0)。同理算得其他风险因素所隶属风险等级的BPA，组成矩阵M。

2.5 锚杆预紧力设计

锚杆采用BHRB335 高强左旋无纵筋螺纹钢锚杆，其杆体屈服强度335 MPa，经计算可得锚杆预紧力取值为31.56～52.59 kN。一般认为锚杆预紧力可通过拧紧杆体外露端的螺母并配套托盘来提供，众多生产经验[4-5]表明，锚杆预紧力与螺母预紧力矩大致遵循如下规律：

式中：P为锚杆预紧力；M为锚杆预紧力矩。

借鉴Ⅱ8224N 风巷支护参数，结合上述理论计算，顶板锚杆与两帮锚杆间排距均确定为800 mm×800 mm。

2.1.2 线性关系考察 精密称取Lut对照品30 mg，小心转移至100 mL量瓶中，加入约60 mL乙腈超声溶解，放置至室温即得质量浓度为0.3 mg/mL的对照品储备液。采用乙腈逐步稀释成质量浓度为30.00、15.00、7.50、0.30、0.03 μg/mL的系列对照品溶液，按照上述色谱条件进样测定，以质量浓度（C）为横坐标，峰面积（A）为纵坐标，得标准曲线为A＝30.186 3 C－15.987 2，r＝1.000。

2.6 支护参数

由参数设计结合实践经验，确定大断面切眼支护具体参数：顶板锚杆采用规格为Φ22 mm×2400 mm 左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800 mm×800 mm，顶板锚杆共用10 根，正中矩形布置。非开采侧帮部锚杆采用规格为Φ20 mm×2600 mm右旋全螺纹锚杆，帮部锚杆共用5 根，矩形布置；开采侧帮部锚杆采用规格为Φ22 mm×2200 mm 玻璃钢锚杆，帮部锚杆共用5 根玻璃钢锚杆，矩形布置。锚索采用规格为Ф21.8 mm×7300 mm 的19 股高强度低松弛预应力钢绞线，顶板两侧的锚索采用间排距为1600 mm×1600 mm 的布置方式，顶板中间锚索采用间排距为800 mm×1600 mm 的布置方式，3 根居中锚杆呈对称布置；锚索预应力不小于210 kN。大断面切眼支护断面示意图如图1 所示。

图1 大断面切眼支护断面示意图（mm）

3 数值模拟计算

依据Ⅱ8224N 大断面切眼附近的地质情况及采动关系，进行支护参数设计的数值模拟，通过切眼围岩塑性区发育情况与围岩变形情况模拟来验证支护设计的合理性与可靠性。

3.1 模型建立

Lb的大小同样可由自然平衡拱状态下松动圈范围来确定，本次采用考虑侧压系数的自然平衡拱松动圈计算公式[2]：

式中：侧压系数为λ=0.8，巷道高度H=3.2 m，经过计算顶部松动范围为l=3.27 m，帮部松动范围为a=4.87 m。代入（4）公式得顶板潜在不稳定岩层厚度为h=5.51 m。则锚索长度L=（0.3～0.4）m+5.51 m+（1.2～1.5）m=7.01～7.41 m。因此，锚索长度取7.21 m，结合现场锚索材料情况，取7.300 m。

观察组中有1例VAP ，1例气胸，2例二重感染，并发症发生率13.79%；对照组中有5例VAP ，3例气胸，2例二重感染，并发症发生率37.04%。观察组并发症率明显低于对照组，差异有统计学意义（x2=14.258，P＜0.05）。

精密称取橙皮苷对照品适量，置于50 mL量瓶中，加甲醇溶解并定容至刻度，摇匀，过0.22 μm微孔滤膜备用。

模型中均采用Mohr-Coulomb 屈服准则[6]判断岩体的破坏，并且均不考虑塑性流动（不考虑剪胀）。Mohr-Coulomb 屈服准则其判别表达式：

式中：σ1、σ3分别为最大和最小主应力；C、φ分别为材料的黏结力和内摩擦角；σt（σ=Ctanφ）为抗拉强度；Nφ= (1 + sinφ) (1 - sinφ)。当fs=0 时，材料将发生剪切破坏；当ft=0 时，材料产生拉伸破坏。

3.2 数值模拟结果

根据上节建立的数值模型，进行数值模拟计算，通过监测切眼围岩塑性区发育情况与围岩变形情况来反映巷道支护情况和切眼开挖支护后的切眼围岩稳定情况。限于篇幅，选择围岩塑形屈服特征图与围岩垂直位移图作为数值模拟结果图进行叙述。

图2（a）为切眼围岩塑性屈服特征，切眼全断面一次成巷的顶板围岩塑性区深度为3.5 m，以拉伸破坏为主，顶板围岩塑性区深度超过锚杆长度，锚索锚固范围内的岩层未发生塑性屈服；切眼两帮的最大屈服深度为1.5 m，主要在帮角处；切眼底板的屈服深度为2.0 m。图2（b）为切眼围岩垂直位移特征，切眼围岩垂直位移主要体现为顶底板位移量，切眼全断面一次成巷的顶板最大位移量为9.8 mm，底板的最大位移量为18.9 mm。通过对切眼围岩状态和支护结构受力进行监测，大断面切眼支护结构受力为顶板锚杆的最大应力为61.1 kN，锚索的最大应力为129.1 kN。

L≥0.15+1.77+（0.3～0.4）=2.22～2.32 m；

4 工业性实验

4.1 监测方案

1）表面位移监测

今天看来，1997年以后，持有该小型张的人在每一次邮市高潮的时候抛出都是对的。但是，总有无数的人心怀侥幸。

在Ⅱ8224N 工作面风巷开始15 m、30 m、60 m、90 m、140 m、190 m 处共布设6 个观测点对Ⅱ8224N 切眼表面收敛变形进行监测，每个实验段布置一个断面，测量巷道顶底板相对移近、顶板下沉、底鼓量、两帮相对移近等。限于篇幅，选取15 m 处的监测结果进行分析介绍。

2）离层量监测

在Ⅱ8224N 切眼顶板中间处安设一个多点位移计观测巷道围岩深部位移，各基点深度分别为8 m、6.5 m、3.5 m、1 m，以观测不同深度的岩体位移。多点位移计布置位置，每个实验段布置一组，巷道断面顶板中间一个，顶板两侧各一个。限于篇幅，选取多点位移计5 进行分析介绍，其位置安装在锚杆61～62 排之间，即切眼51.8～52.7 m 的位置。

3）锚杆锚索受力

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每个监测断面包括锚杆和锚索两个受力观测断面，在锚杆和锚索上分别安装测力计进行观测。每个观测断面内垂直巷道断面布置测力锚杆各4 个，分别安装在顶板和两帮，锚索各3 个，安装在顶板。限于篇幅，本文选择断面四顶板锚索轴力作进一步分析介绍，其具体位置为锚杆116 排。

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4.2 监测结果

图3（a）为断面四的两帮与顶底板的相对位移量随时间变化情况。两帮的累计相对位移量最大值为54 mm，顶底板累计相对位移量最大值为39 mm，总体来说两帮的表面相对位移收敛大于顶底板的表面相对位移收敛量。图3（b）为断面四的顶板离层量监测情况。基点1.0 m、3.5 m、6.5 m、8.0 m 在多点位移计安装后14 d 内，4 个基点之间的相对位移没有变化；在第16 天基点1.0 m 有3 mm 的增加，在切眼顶板1.0 m 范围内有3 mm 岩层移动，由于1.0 m 范围内的顶板岩层塑性变形引起的该岩层移动；基点3.5 m 有2 mm 的减小，基点3.5 m 与基点6.5 m 的相对位移量为2 mm。因此，该多点位移计监测的顶板相对位移量很小。图3（c）为断面四顶板锚索轴力变化情况。第1 天顶板锚索轴力为80 kN，之后保持不变，到第3 天顶板锚索轴力变为90 kN，之后保持不变直到监测结束。

图3 断面四监测结果示意图

5 结论

以任楼煤矿Ⅱ8224N 工作面开切眼大断面一次成巷围岩支护设计为工程背景，通过理论计算与经验设计得到锚杆锚索的长度、预紧力以及间排距等支护参数，并通过数值模拟确定支护参数的合理性，工业性实验监测得到围岩变形、离层量等在合理范围内，支护效果良好，可为相似工况条件下的支护设计提供参考。