黃 凱

（安徽理工大學礦業(yè)工程學院，安徽 淮南 232001）

對于切眼大斷面掘進，可以采取機械破巖一次成巷和錨網(wǎng)索梁聯(lián)合支護控制圍巖變形破壞的措施以達到安全高效施工的目的。劉占斌等采用分巷間隔一次成巷方法，實現(xiàn)了大跨度巷道掘支平行作業(yè)、間隔連續(xù)快速掘進[1]；張立輝等采取了優(yōu)化掘進工藝、分階段主動支護和頂板控水的綜合圍巖控制技術，有效克服了頂板水和上覆采空區(qū)積水對巷道圍巖和支護體的影響[2]；針對大斷面開切眼在開挖過程中的頂板下沉量大及底鼓嚴重問題，惠興田等提出了一種適合大斷面開切眼掘進的中導硐超前開挖一次成巷技術[3]。本文以任樓煤礦Ⅱ8224N 工作面切眼為研究對象，對采空區(qū)下綜掘工作面切眼大斷面一次成巷技術進行研究[4-7]。

1 工程概況

工作面82煤厚1.6～2.8 m，平均2.2 m，83煤厚0.4～1.0 m，平均0.5 m，82、83煤層凈間距1.2～2.4 m，平均2.0 m，整體間距較穩(wěn)定。上覆31、51、52、72、73主（可）采煤層，其中72、73煤已回采，與73煤采空區(qū)間距12.0～18.0 m，31、51、52煤屬整體沉降帶，均未回采。切眼的埋深在-490～ -570 m，該地表的平均標高+25.0 m?；卷敒橹猩皫r，上部略粗，分選性好，平均厚度6.6 m；直接頂為粉砂巖，致密，水平層理，平均厚度2.1 m；直接底為泥巖，塊狀，富含植物碎屑化石，中間夾0.5 m的83煤，平均厚度6.1 m；基本底為中砂巖，含菱鐵條帶平行層理，巖石堅硬，平均厚度5.3 m。

2 切眼施工方案

方案一：首先施工導硐側斷面B×H=3.6 m×3.0 m，其次施工滯后的刷大側斷面B×H=3.6 m×3.0 m，完成一個循環(huán)大斷面切眼一次成巷。

方案二：規(guī)格為B×H=5.0 m×3.0 m 的導硐超前開挖，導通后再從風巷開始刷幫寬度2.2 m 至全斷面。

方案對比見表1。

表1 全斷面一次施工和二次施工方案對比

采用分次成巷方法，即先掘進導硐，再二次擴開切眼，形成安裝支架的條件。這種方法安裝支架前需二次擴幫，產(chǎn)生的二次應力擾動會影響巷道兩幫支護強度，易造成巷道支護結構的整體破壞失穩(wěn)。同時二次擴幫使綜采設備安裝速度和工期受到影響，準備時間延長，不利于采掘正常接替。造成切眼頂板經(jīng)受二次應力的分布，頂板下沉、離層量加大，且工期長、效率低、成本高。

一次成巷工藝，切眼較大斷面掘進支護完成后，隨即掘進斷面較小部分，減小甚至避免了二次掘進引起的應力重疊分布影響。盡管一次成巷空間較大，但及時支護可避免圍巖受到二次開挖擾動的破壞，更有利于大斷面開切眼穩(wěn)定。因此決定采用導硐刷幫交替掘進，一次成巷的施工方案。

3 支護設計

巷道圍巖控制采用錨帶網(wǎng)索聯(lián)合支護技術，如圖1。

圖1 大斷面切眼掘進作業(yè)方案（mm）

3.1 頂板支護

采用Ф22 mm、L2400 mm 左旋無縱筋等強螺紋鋼錨桿，每眼用1 卷K2880 型樹脂錨固劑，螺母扭矩不小于300 N·m。錨桿間排距800 mm×800 mm，正中矩形布置。配合頂部鋼帶均采用GDW170 型鋼帶及菱形金屬網(wǎng)支護，頂板錨桿共用10 根。錨固力不小于130 kN，扭矩不小于300 N·m，外露長度10～40 mm。

錨索采用Ф21.8 mm、19 股鋼絞線的高強度松弛預應力鋼絞線，長度為7250 mm。頂板兩側的錨索間距為1600 mm×1600 mm，頂板中間3 根居中對稱布置，其間距為800 mm，頂板錨索排距為1600 mm；配合GDW170 型鋼帶使用，布置形式為全斷面5 根；每眼用2 卷K2880 樹脂錨固劑，錨索外露長度為150～250 mm，預應力不小于210 kN。

金屬網(wǎng)采用菱型金屬編織網(wǎng)L×H=5400 mm×1000 mm，根據(jù)巷道斷面確定規(guī)格。連接方式：搭接。上下聯(lián)網(wǎng)之間壓茬不小于200 mm，同時橫向每200 mm 間距用12#鐵絲扎接一道。

3.2 幫部支護

非開采側幫部錨桿采用Φ20 mm、L2600 mm右旋全螺紋錨桿，每眼用1 卷K2380 型樹脂錨固劑，螺母扭矩力不小于200 N·m，矩形布置。配合幫部鋼帶均采用GDW170 型鋼帶及菱形金屬網(wǎng)支護，幫部錨桿共用5 根。每根幫部錨桿（Ф20 mm）采用1 卷K2380 型樹脂錨固劑，錨固力不小于100 kN，扭矩不小于200 N·m，外露長度10～40 mm。

開采側幫部錨桿采用Φ22 mm、L2200 mm 玻璃鋼錨桿，每眼用1 卷K2380 型樹脂錨固劑，玻璃鋼錨桿預緊力矩不小于60 N·m，拉拔力70 kN，矩形布置。配合幫部鋼帶均采用GDW170 型鋼帶及菱形金屬網(wǎng)支護，幫部錨桿共用5 根；采用配套的玻璃鋼錨桿配件。每根幫部錨桿（Ф20 mm）采用1卷K2380 型樹脂錨固劑，外露長度10～40 mm，如圖2。

圖2 全斷面支護設計圖（mm）

3.3 補強支護

Ⅱ8224N 切眼采用錨帶網(wǎng)索聯(lián)合支護，但考慮到切眼斷面大，從安全角度考慮仍采用ZQ4000-20.6-45 垛式支架后巷補強支護?？紤]到綜掘機及龍門架使用問題，補強支護滯后30 m，補強支護支架巷中鋪設，即支架平行于切眼間隔布置，中心距5 m，支架中心線與幫側煤壁間距3.6 m。

4 切眼施工工藝

（1）切眼斷面B×H=7200 mm×3000 mm （矩形斷面），首次掘進斷面B×H=3600 mm×3000 mm，再次掘進斷面B×H=3600 mm×3000 mm。

表2 巷道斷面統(tǒng)計表

（2）施工工序：兩次交替掘進，一次成巷。交接班→安全質(zhì)量檢查、設備檢查→開機截割（首次掘進段面）→敲幫問頂→臨時支護、安裝防片幫網(wǎng)→頂部永久支護→開機截割（二次掘進段面）→敲幫問頂→臨時支護、安裝防片幫網(wǎng)→頂部永久支護→幫部永久支護。

（3）作業(yè)方式：一掘一臨支，多班一次永久支護的方式。

（4）掘進機具：采用綜掘機截割。綜掘機型號：EBZ-200 綜掘機為半煤巖掘進機。

（5）打眼機具：在巖石范圍采用兩部Z7665氣腿式鑿巖機配合Φ22 mm×2000 mm 六棱鉆桿及Φ43 mm 一字型鉆頭；煤巷使用MQS-50/1.6 型氣動手持式鉆機，配合麻花鉆桿、人字Φ43 mm 風煤鉆頭打眼。頂部錨桿采用兩部MQT-130/3.2 型錨桿鉆機配合Φ19 mm×1200 mm 六棱接桿鉆桿、Φ32 mm 二翼復合片錨桿鉆頭，施工錨索時使用Φ32 mm 二翼復合片錨桿鉆頭。后路幫部錨桿采用ZQS-65/2.5 型氣動手持式鉆機、Φ26×1.2/2.5 m 濕式麻花鉆桿及Φ28 mm 濕式麻花鉆頭。

5 礦壓監(jiān)測

從Ⅱ8224N 工作面風巷開始15 m、30 m、60 m、90 m、140 m、190 m 共布設6 個觀測站，分別從巷道表面位移、頂板巖層離層和補強支護結構受力進行定期監(jiān)測，根據(jù)監(jiān)測到的典型數(shù)據(jù)分析切眼圍巖變形情況。

采用導硐深度為1.6 m、寬度為3.6 m 導硐刷幫交替作業(yè)方式施工，最終切眼寬度7.34 m。巷道表面變形量如圖3 所示。兩幫表面相對位移收斂大于頂?shù)装宓谋砻嫦鄬ξ灰剖諗苛浚瑑蓭偷南鄬ξ灰屏康淖畲笾禐?4 mm，頂?shù)装宓南鄬ξ灰屏康淖畲笾禐?9 mm，巷道掘進17 d 左右圍巖變形趨于穩(wěn)定。圍巖變形量處于可控范圍之內(nèi)，說明所采取的施工和支護技術合理。

圖3 巷道表面收斂位移曲線

在Ⅱ8224N 切眼頂板中間處布設多點位移計，各基點深度分別為8 m、6.5 m、3.5 m、l m，以觀測不同深度的巖體位移。如圖4 所示，深部多點位移計基點1.0 m 有3 mm 巖層移動，基點3.5 m 與基點6.5 m 的相對位移量為2 mm。因此，頂板深部巖層多點位移計監(jiān)測的頂板相對位移量很小，考慮到觀測誤差，可以斷定頂板巖層未發(fā)生離層情況。

圖4 多點位移計監(jiān)測曲線

利用ZQ4000-20.6-45 垛式支架自帶的DZY60-60 壓力表監(jiān)測支架立柱受力。如圖5 所示，單元支架前后立柱初始應力分別為27 MPa、26 MPa，第9～10 天前后立柱應力分別增加為28 MPa和27 MPa，最終17 號單元支架前后立柱應力分別穩(wěn)定在28 MPa 和27 MPa，達到單元支架的支承應力要求。

圖5 單元支架立柱應力變化曲線

6 結語

（1）針對Ⅱ8224N 工作面切眼的圍巖條件，提出導硐擴幫交替掘進一次成巷的施工工藝、支護形式和參數(shù)，即導硐側斷面B×H=3600 mm×3000 mm，刷大側斷面B×H=3600 mm×3000 mm。首先施工超前導硐，推進進尺為1.6 m，架設機載臨時支護，安裝錨網(wǎng)索梁支護；其次施工滯后的刷大側，推進進尺為1.6 m，并支護，完成一個循環(huán)大斷面切眼一次成巷。

（2）現(xiàn)場礦壓監(jiān)測結果能夠說明所采取的一次成巷施工方案和所設計的支護參數(shù)能夠有效地控制采空區(qū)下大斷面開切眼的巷道圍巖變形量，有利于巷道的安全施工。