大跨度切眼优化设计与工程实践

　　摘要：施工3209切眼，面临巷道跨度大、煤层倾角大、过多条断层等复杂条件。设计先掘导硐后扩刷，采取锚网索带联合支护，过断层破碎区域注浆加固。为了保证5m高切眼支护稳定，在扩宽切眼时，采用双排墩柱式支架补强支护。工程结束实测顶板下沉量不超过60mm，两帮移近量不超过80mm，巷道围岩没有出现明显离层和变形，工程实践既安全可靠又成效显著。

　　关键词：大跨度切眼；墩柱式支架；优化设计

　　1工作面概况

　　金庄矿3209综采工作面位于32采区东部，北面是采区集中巷，南面是临矿边界，西侧为3207采空区，东侧为F4∠70°H=0～60m断层。主采3下煤层，厚度5.7～7.8m，平均7.3m，煤层赋存标高-500～-630m，煤层倾角约30°。煤层顶板多为中、细粒砂岩，局部为砂质泥岩、粉砂岩，底板为砂质泥岩、粉砂岩。该综采工作面，面长120m，走向长度约600m。采用一次采全高综采工艺，开采过程中主要受到水、火、顶板等灾害威胁。要求切眼掘进高度不低于4.9m，正常宽度不小于10.6m，煤机窝处宽度不小于13m，长度15m。3209切眼中部分布着F1∠45°H=4.5m、F2∠60°H=3～6m、F3∠55°H=4m共3条落差较大的断层。该区域巷道主要受到断层构造影响，再加上掘进断面宽度较大不利因素，施工过程中将面临较大困难，所以应采取必要措施加以解决，3209综采工作面平面示意图如图1所示

　　2设计与施工面临问题原因分析

　　3209切眼设计与施工面临复杂问题，究其原因主要有5个方面：（1）3209工作面是32采区最后一个综采工作面，位于采区的最东端也是最低区域，煤层赋存标高-630m，水、火、顶板等灾害治理难度较大。（2）该区域煤层赋存较厚，平均倾角30°，掘进施工和工作面安装有难度。（3）根据三维物探结果分析，3209切眼掘进过程中需要过3条落差较大断层，切眼断面净高×净宽=4.8m×10.6m，给有效支护和安全施工带来挑战。（4）过断层破碎带时，可能出现高冒区，容易形成瓦斯或热能集聚，不利于安全生产。（5）3209切眼跟煤层底板施工，掘进高度4.9m，煤层平均厚度7.3m，顶板有1～2.5m厚的顶煤需要控制。若锚杆支护不到位仅靠锚索支护，在应力作用下，顶板可能出现离层大面积垮落。对于大跨度切眼而言，这是潜在危险，如图2所示。因此，在3209切眼的设计与施工过程中，在传统的锚网索带联合支护基础上，需要增加新的技术手段进行补强支护，期望达到“安全可靠、技术可行、经济合理”之目的。

　　3优化设计与应对方案

　　3.1导硐支护设计

　　切眼分2次掘进，第1次掘进宽度5600mm，第2次掘进宽度4800mm，掘进顺序为先掘南侧导硐，再向工作面北侧扩刷。导硐采用锚网索带联合支护方式。锚杆采用准22mm左旋无纵肋500#螺纹钢锚杆，为保证锚杆锚入顶板硬岩，选用加长锚杆L=3m，锚杆间排距850mm×800mm，设计预紧力矩不低于300Nm。锚索采用准21.6mm的1×19股预应力钢绞线，顶板锚索L=8m，每排布置3根，如图3所示。为应对高侧壁矿压威胁，非刷帮侧施工帮锚索L=5m，顶板和帮部锚索间排距均为1600mm×1600mm，安装在2排顶锚杆中部，预紧力250kN。顶、帮配合W钢带15mm×150mm×5000mm，采用准6.5mm×100mm×100mm钢筋网护顶，网片规格2900mm×900mm。

　　3.2切眼扩宽支护设计

　　考虑到切眼高度约为5m，为了保证切眼支护稳定，在扩宽切眼施工时，采用墩柱式支架加强支护。支架型号为ZQ2500/27.5/58，支架高度2750～5800mm，初撑力1994kN（p=24MPa），工作阻力2500kN（p=30.08MPa），底板平均比压2.88MPa，泵站压力24MPa，液压双伸缩立柱数量2根，质量约3.3t，如图4所示。支架安装位置距离帮2500mm，2排墩柱之间预留5m运输通道。掘进过程中，过断层区域围岩破碎，用中空注浆锚杆准25mm×3800mm注浆加固，锚杆间排距2400mm×2400mm。采用425#普通硅酸盐水泥，浆液水灰比0.7∶1，最大注浆压力2.5～3.5MPa。注浆可以封闭围岩，加固破碎煤岩体，保证施工安全。3209切眼最大断面扩刷至净高×净宽=4900mm×13000mm，采用锚网索带联合支护方式，配合双排墩柱，支护强度应论证，如图5所示。

　　3.3支护强度验算

　　顶板支护从安全可靠角度出发，理论验算时必须验算切眼最大支护强度。当切眼扩刷至全宽时，顶板最大可能冒落高度下每米巷道的岩石重量W=Bhy=10.6（13.0）×5.0×25（1）=1325kN/m（1625kN/m）式中B———巷道宽度，B=10.6m或13.0m；h———顶板的最大可能冒落高度，结合3下煤层顶板实际情况，取h=5.0m；y———岩石容重，y=25kN/m3。为保证支护的有效性，理论验算时暂时不考虑顶板锚杆及其他辅助支护，则单位巷道锚索的支护力P′=NPη/s=2800kN/m＞1325（1625）kN/m（2）式中N———每排（控顶距0.8m）安装的锚索数量，N=8；P———准21.6mm钢绞线锚索的最大锚固力，P=350kN；η———锚索破断力利用系数，η=0.8；s———排距，s=0.8m。掘进过程中若不考虑锚杆的悬吊力，全部顶板外载由锚索单独承担，锚索悬吊支护的安全系数n=P′/W=2800/1325（1625）=2.1（1.8）（3）经过上述验算，3209工作面切眼顶板采用锚网索带联合支护，能够满足支护要求。同时，考虑到该区域为断层破碎带，所以在切眼内安装双排墩柱式支架ZQ2500/27.5/58加强支护，确保安全。

　　4效果检验

　　为了及时掌握巷道变形情况，3209切眼内布置表面位移测站观测顶、底板和两帮移近量。安装顶板离层仪，并且采用十字交叉法进行巷道表面位移观测。在顶、底板中部分别安装测量基点C点和F点，在两帮中部分别安装测量基点D点和E点。其深基点A与锚索长度L=8m相同，位于坚硬稳定岩层。浅基点B深度为2～2.5m，处于顶板煤层中。。间隔30m设置1组，共3个检测点，如图6所示。观测结果显示，掘进工程完成1个月内3209切眼顶底移近量不超过60mm，两帮移近量不超过80mm，巷道围岩没有出现明显的离层和变形，如表1所示。

　　5结语

　　3209综采工作面切眼采用锚网索带联合支护设计，选用先掘导硐后刷宽的施工工序。为保证断层破碎带支护的安全可靠性，对其顶板进行注浆加固，并且在切眼中部布置双排墩柱式支架加强支护。围岩移近量观测结果显示，没有发现较大量的顶板离层现象。该项支护技术完全能够满足安全生产需要，工程实践取得了较好的经济和社会效益。

　　参考文献：

　　［1］柴肇云，康天合，李义宝，等.特厚煤层大断面切眼锚索支护的作用［J］.煤炭学报，2008（7）:732-737.

　　［2］任建喜，黄剑斌，杨渴，等.深埋软弱破碎煤巷围岩变形破坏机理及支护对策［J］.煤炭技术，2017，36（10）:1-3.

　　［3］张东，苏刚，程晋孝.深井大采高综采工作面切眼联合支护技术［J］.煤炭学报，2010，35（11）:1883-1887.

　　［4］郝登云，崔千里，何杰，等.锚杆锚索支护巷道层状顶板变形特征及离层监测研究［J］.煤炭学报，2017，42（S1）:43-50.

　　作者：田学春 单位：枣庄市金庄生建煤矿