大斷面切眼一次成巷圍巖支護技術研究及應用

王向國

（皖北煤電集團，安徽 淮北 234000）

1 概況

任樓煤礦Ⅱ8224N 工作面位于二水平Ⅱ2 采區二區段北翼，北至設計切眼，鄰近F2-1 斷層；南至設計收作線；上限以設計風巷為界，上鄰Ⅱ8222 里段采空區，間距為8.0 m；下限以設計機巷為界。Ⅱ8224N 切眼上覆31、51、52、72、73主（可）采煤層，其中72、73煤已回采，Ⅱ8224N 切眼與73煤采空區的間距12.0～18.0 m。

Ⅱ8224N 工 作 面 切 眼 全 長245 m， 規格B×H=7.2 m×3.2 m， 斷 面 長225 m， 規 格B×H=7.6 m×3.2 m 的煤機大棚長20 m，其寬度為正常掘進巷道的2 倍左右。傳統施工切眼的方法，先施工導硐切眼，再對導硐切眼進行刷大，對頂板的二次破壞，不利于巷道的安全施工。針對Ⅱ8224N 切眼大斷面巷道工程地質條件與支護特點，提出一次成巷圍巖穩定控制方案，以實現開切眼安全高效施工的要求，確保切眼掘進及工作面回采期間的安全與施工效率。

2 切眼支護參數設計

支護設計的主要任務是確定合理的支護參數，既要保證開挖階段安全穩定，又要保證施工成本與效率在可控范圍內。基于上述原則，結合相關論文資料與煤礦巷道錨桿支護技術規范等對大斷面切眼的支護參數進行初步確定，主要包括錨桿索的長度、間排距與預緊力。

2.1 錨桿長度

在回采巷道等煤巷的支護中，頂板錨桿通常起懸吊作用，幫部錨桿有錨固幫部的作用。對于大斷面切眼在煤層掘進，可依照煤巷設計支護參數對錨桿長度進行計算。參照煤巷支護中錨桿長度計算式[1]：

式中：L為錨桿長度，m；L1為錨桿外露長度；L2為錨桿有效長度，m；L3為錨桿錨固長度，m。本次計算設計中，L1由錨桿的類型與錨固方式所決定，取0.15 m，L2的大小需滿足大于不穩定巖層厚度，L3為端部錨固的錨固長度，取0.3～0.4 m。

D2D通信的基本概念最早出現在文獻[1]中。文獻[1]提出了一種結合單跳蜂窩網(SCN)和Ad-hoc網絡的多跳蜂窩網絡(MCN)，并對比了SCN與MCN的吞吐量，證明MCN確實能提高吞吐量。D2D通信可分為Inband Underlay、Inband Overlay、Outband Controlled和Outband Autonomous 4種情況[2]，分別表示D2D通信在授權頻段使用與基站相同的信道、在授權頻段使用與基站不同的信道、在未授權頻段由基站控制D2D通信、在未授權頻段通信設備自組織通信，現有的研究多集中于Inband Underlay，重點考慮頻譜資源分配與功耗的控制問題。

L2的大小可根據普氏理論計算自然平衡拱狀態下巷道頂板潛在松動范圍[2]來確定，限于篇幅，直接給出計算結果為：巷道煤幫的破壞深度為C=0.75 m，巷道頂板破壞深度為h=1.77 m。取錨桿有效長度為幫頂松動及破壞深度，將各參數代入式（1）得：

頂錨桿長度：

由以上數值模擬結果可知，采取該支護方案對大斷面切眼進行支護，能使切眼圍巖維持穩定，頂板圍巖塑性區深度為3.5 m，兩幫圍巖塑性區深度為1.5 m，切眼大斷面頂底板表面移進量為28.7 mm，均在合理范圍內。通過監測頂底板錨桿索受力情況，得到頂板錨桿最大應力為61.1 kN，頂板錨索最大應力為129.1 kN，滿足支護設計要求。

幫錨桿長度：

式中：a為錨桿間排距，m；G為錨桿設計錨固力，kN；k為安全系數，取k=3；L2為錨桿有效長度；γ為巖體容重，本次取γ=25 kN/m3。

智能變電站利用統一的信號傳輸進行建模，并構建了基于一致性基礎信息的信息平臺系統?？梢詫崿F信息的實時換，這使傳統變電站的自我封閉和信息交換能力差的問題得以有效的改善，解決了信息孤島的問題，在智能變電站中都采用IEC 61850通信網絡規約來進行信息的交換和傳輸，實現了站內信息量的全景采集和交換工作，這與原來的不同廠家的設備在通信規約及交互接口方面參差不齊的情況導致各子系統之間信息的不通有很大的不同，其基本滿足了裝置互換性的要求，建立了信息平臺系統，使變電站安全操作和用戶之間實現了互動的需求。

結合Ⅱ8224N 切眼地質條件和斷面尺寸，由于切眼斷面較大，幫部錨桿長度需適當加長，頂部錨桿采用規格為Ф22 mm×2400 mm 左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿；幫部錨桿：老塘側采用Ф20 mm×2600 mm 右旋全螺紋錨桿，煤壁側采用規格為Ф22 mm×2200 mm 玻璃鋼錨桿。

2.2 頂錨桿間排距

選擇合適的支護參數，不僅能確保生產活動的安全，還能提高施工效率，降低生產成本。針對大斷面錨桿支護設計可借鑒在煤巷中的支護參數，該文[3]表明頂板錨桿間排距應滿足：

L≥0.15+0.75+（0.3～0.4）=1.2～1.3 m。

由式（5）得，錨桿預緊力矩為189.36～368.13 N·m。因此，錨桿預緊力矩不小于300 N·m。錨索的長度、直徑越大，強度越高，施加于桿體的預緊力也應越大，一般為錨索拉斷載荷的40%～70%。錨索采用1×19 結構、Φ21.8 mm 的高強度鋼絞線，其設計破斷載荷按510 kN，參考實踐經驗，錨索預緊力設計為210 kN（約為拉斷載荷的41.18%）。

2.3 錨索長度

錨索的作用范圍比錨桿更廣，其主要作用原理：將錨桿支護形成的范圍較小的預應力承載結構與圍巖深部的穩定巖體相連，共同形成穩定承載的大結構，充分發揮圍巖的自承載能力，從而提高整體圍巖的穩定性。綜上，錨索錨固的長度應大于圍巖松動范圍，到達深部穩定巖層。錨索長度計算式：

式中：L為錨索長度，m；L1為錨索外露長度，m；Lb為潛在的不穩定巖層厚度，m：Lm為錨索錨固長度。計算中，L1取0.3～0.4 m，錨固方式為端錨，Lm取1.2～1.5 m。

結合73煤開采形成采空區和Ⅱ8224 大斷面切眼的關系建立了數值計算模型。在模擬過程中對實際的地質條件進行了適當的簡化。模型沿Ⅱ8224 切眼軸向方向長度為90 m，切眼兩側留設圍巖寬度為33 m，模型總高度為44.1 m。對于上覆巖層沒有在模型中顯示的部分，采用載荷來代替。在模擬過程中，首先開采73煤，再開挖Ⅱ8224 切眼。

Ⅱ8224N 大斷面切眼超前段寬度分別為3.7 m和5.0 m，超前段深度為1.6 m 和3.2 m，全斷面一次開挖7.2 m。數值模擬采用的支護參數與2.6 節中設計的參數相同。數值模擬在切眼兩側的數值計算的單元網格寬度為0.5 m，82煤層和頂底板的單元網格高度為0.5 m。模型的前后左右四個面設置位移為0 的邊界條件，通過在模型的上部施加載荷來替代上覆巖層的重量，計算至各個單元處于應力平衡后，停止計算。

2.4 錨索間排距

為使錨索與錨桿相互之間形成共同的骨架網絡預應力承載結構，需根據錨索預緊力來選取合理的錨索間排距。錨索支護密度應在合理的范圍內，太大容易造成支護浪費，增加支護成本，太小不足以提供足夠的承載力，造成巷道失穩變形，影響生產活動與人員安全。根據《煤礦巷道錨桿支護技術規范》（GB/T 35056-2018），對一般掘進的巷道，比較合理的支護密度為每2～3 排錨桿布置5 根錨索?？紤]錨桿錨索施工相互影響，確定錨索布置方式：每兩排錨桿布置一排錨索，每排布置5 根，錨索間排距為1600 mm×1600 mm。

運用式(8)融合8位專家的證據，計算得出8位專家對于風險因素e11所所隸屬風險等級的BPA：me11=(0.544 4，0.455 6，0，0，0)。同理算得其他風險因素所隸屬風險等級的BPA，組成矩陣M。

2.5 錨桿預緊力設計

錨桿采用BHRB335 高強左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，其桿體屈服強度335 MPa，經計算可得錨桿預緊力取值為31.56～52.59 kN。一般認為錨桿預緊力可通過擰緊桿體外露端的螺母并配套托盤來提供，眾多生產經驗[4-5]表明，錨桿預緊力與螺母預緊力矩大致遵循如下規律：

式中：P為錨桿預緊力；M為錨桿預緊力矩。

借鑒Ⅱ8224N 風巷支護參數，結合上述理論計算，頂板錨桿與兩幫錨桿間排距均確定為800 mm×800 mm。

2.1.2 線性關系考察 精密稱取Lut對照品30 mg，小心轉移至100 mL量瓶中，加入約60 mL乙腈超聲溶解，放置至室溫即得質量濃度為0.3 mg/mL的對照品儲備液。采用乙腈逐步稀釋成質量濃度為30.00、15.00、7.50、0.30、0.03 μg/mL的系列對照品溶液，按照上述色譜條件進樣測定，以質量濃度（C）為橫坐標，峰面積（A）為縱坐標，得標準曲線為A＝30.186 3 C－15.987 2，r＝1.000。

2.6 支護參數

由參數設計結合實踐經驗，確定大斷面切眼支護具體參數：頂板錨桿采用規格為Φ22 mm×2400 mm 左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為800 mm×800 mm，頂板錨桿共用10 根，正中矩形布置。非開采側幫部錨桿采用規格為Φ20 mm×2600 mm右旋全螺紋錨桿，幫部錨桿共用5 根，矩形布置；開采側幫部錨桿采用規格為Φ22 mm×2200 mm 玻璃鋼錨桿，幫部錨桿共用5 根玻璃鋼錨桿，矩形布置。錨索采用規格為Ф21.8 mm×7300 mm 的19 股高強度低松弛預應力鋼絞線，頂板兩側的錨索采用間排距為1600 mm×1600 mm 的布置方式，頂板中間錨索采用間排距為800 mm×1600 mm 的布置方式，3 根居中錨桿呈對稱布置；錨索預應力不小于210 kN。大斷面切眼支護斷面示意圖如圖1 所示。

圖1 大斷面切眼支護斷面示意圖（mm）

3 數值模擬計算

依據Ⅱ8224N 大斷面切眼附近的地質情況及采動關系，進行支護參數設計的數值模擬，通過切眼圍巖塑性區發育情況與圍巖變形情況模擬來驗證支護設計的合理性與可靠性。

3.1 模型建立

Lb的大小同樣可由自然平衡拱狀態下松動圈范圍來確定，本次采用考慮側壓系數的自然平衡拱松動圈計算公式[2]：

式中：側壓系數為λ=0.8，巷道高度H=3.2 m，經過計算頂部松動范圍為l=3.27 m，幫部松動范圍為a=4.87 m。代入（4）公式得頂板潛在不穩定巖層厚度為h=5.51 m。則錨索長度L=（0.3～0.4）m+5.51 m+（1.2～1.5）m=7.01～7.41 m。因此，錨索長度取7.21 m，結合現場錨索材料情況，取7.300 m。

觀察組中有1例VAP ，1例氣胸，2例二重感染，并發癥發生率13.79%；對照組中有5例VAP ，3例氣胸，2例二重感染，并發癥發生率37.04%。觀察組并發癥率明顯低于對照組，差異有統計學意義（x2=14.258，P＜0.05）。

精密稱取橙皮苷對照品適量，置于50 mL量瓶中，加甲醇溶解并定容至刻度，搖勻，過0.22 μm微孔濾膜備用。

模型中均采用Mohr-Coulomb 屈服準則[6]判斷巖體的破壞，并且均不考慮塑性流動（不考慮剪脹）。Mohr-Coulomb 屈服準則其判別表達式：

式中：σ1、σ3分別為最大和最小主應力；C、φ分別為材料的黏結力和內摩擦角；σt（σ=Ctanφ）為抗拉強度；Nφ= (1 + sinφ) (1 - sinφ)。當fs=0 時，材料將發生剪切破壞；當ft=0 時，材料產生拉伸破壞。

3.2 數值模擬結果

根據上節建立的數值模型，進行數值模擬計算，通過監測切眼圍巖塑性區發育情況與圍巖變形情況來反映巷道支護情況和切眼開挖支護后的切眼圍巖穩定情況。限于篇幅，選擇圍巖塑形屈服特征圖與圍巖垂直位移圖作為數值模擬結果圖進行敘述。

圖2（a）為切眼圍巖塑性屈服特征，切眼全斷面一次成巷的頂板圍巖塑性區深度為3.5 m，以拉伸破壞為主，頂板圍巖塑性區深度超過錨桿長度，錨索錨固范圍內的巖層未發生塑性屈服；切眼兩幫的最大屈服深度為1.5 m，主要在幫角處；切眼底板的屈服深度為2.0 m。圖2（b）為切眼圍巖垂直位移特征，切眼圍巖垂直位移主要體現為頂底板位移量，切眼全斷面一次成巷的頂板最大位移量為9.8 mm，底板的最大位移量為18.9 mm。通過對切眼圍巖狀態和支護結構受力進行監測，大斷面切眼支護結構受力為頂板錨桿的最大應力為61.1 kN，錨索的最大應力為129.1 kN。

L≥0.15+1.77+（0.3～0.4）=2.22～2.32 m；

4 工業性實驗

4.1 監測方案

1）表面位移監測

今天看來，1997年以后，持有該小型張的人在每一次郵市高潮的時候拋出都是對的。但是，總有無數的人心懷僥幸。

在Ⅱ8224N 工作面風巷開始15 m、30 m、60 m、90 m、140 m、190 m 處共布設6 個觀測點對Ⅱ8224N 切眼表面收斂變形進行監測，每個實驗段布置一個斷面，測量巷道頂底板相對移近、頂板下沉、底鼓量、兩幫相對移近等。限于篇幅，選取15 m 處的監測結果進行分析介紹。

2）離層量監測

在Ⅱ8224N 切眼頂板中間處安設一個多點位移計觀測巷道圍巖深部位移，各基點深度分別為8 m、6.5 m、3.5 m、1 m，以觀測不同深度的巖體位移。多點位移計布置位置，每個實驗段布置一組，巷道斷面頂板中間一個，頂板兩側各一個。限于篇幅，選取多點位移計5 進行分析介紹，其位置安裝在錨桿61～62 排之間，即切眼51.8～52.7 m 的位置。

3）錨桿錨索受力

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每個監測斷面包括錨桿和錨索兩個受力觀測斷面，在錨桿和錨索上分別安裝測力計進行觀測。每個觀測斷面內垂直巷道斷面布置測力錨桿各4 個，分別安裝在頂板和兩幫，錨索各3 個，安裝在頂板。限于篇幅，本文選擇斷面四頂板錨索軸力作進一步分析介紹，其具體位置為錨桿116 排。

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4.2 監測結果

圖3（a）為斷面四的兩幫與頂底板的相對位移量隨時間變化情況。兩幫的累計相對位移量最大值為54 mm，頂底板累計相對位移量最大值為39 mm，總體來說兩幫的表面相對位移收斂大于頂底板的表面相對位移收斂量。圖3（b）為斷面四的頂板離層量監測情況?；c1.0 m、3.5 m、6.5 m、8.0 m 在多點位移計安裝后14 d 內，4 個基點之間的相對位移沒有變化；在第16 天基點1.0 m 有3 mm 的增加，在切眼頂板1.0 m 范圍內有3 mm 巖層移動，由于1.0 m 范圍內的頂板巖層塑性變形引起的該巖層移動；基點3.5 m 有2 mm 的減小，基點3.5 m 與基點6.5 m 的相對位移量為2 mm。因此，該多點位移計監測的頂板相對位移量很小。圖3（c）為斷面四頂板錨索軸力變化情況。第1 天頂板錨索軸力為80 kN，之后保持不變，到第3 天頂板錨索軸力變為90 kN，之后保持不變直到監測結束。

圖3 斷面四監測結果示意圖

5 結論

以任樓煤礦Ⅱ8224N 工作面開切眼大斷面一次成巷圍巖支護設計為工程背景，通過理論計算與經驗設計得到錨桿錨索的長度、預緊力以及間排距等支護參數，并通過數值模擬確定支護參數的合理性，工業性實驗監測得到圍巖變形、離層量等在合理范圍內，支護效果良好，可為相似工況條件下的支護設計提供參考。