大断面开切眼支护技术研究及应用

山东科技大学继续教育学院2010级采矿工程专业学年论文综放工作面大断面开切眼支护技术研究及应用前 言随着矿井产量和效率的不断提高，要求巷道断面越来越大，而随着开采煤层的加深，地压对巷道支护的要求也越来越高。尤其综放工作面大断面开切眼时位于煤层中施工，松软的岩性更加增大了支护的难度。首先利用高强预应力锚杆+w钢带配合支护，形成组合梁；然后利用长度合适的锚索穿入稳定岩层形成悬吊梁；最后利用单体液压支柱在大跨度切眼内部形成支柱式支护。与古老的钢梁、木腿被动支护相比，本支护方式有效的提高了巷道支护效果，降低了巷道维护成本、减轻了工人劳动强度和二次支护。同时也改善了作业环境，保证了安全生产，为采煤工作面的快速安装、推进，实现高产、高效，创造了良好条件。近五年来，本支护方法已在济矿集团阳城煤矿进行了全面推广。目前1301、1303、1305、1306及1307综放工作面开切眼均采用本方法支护，有效的控制了顶板围岩的强烈变形、断裂，保持了原切眼的稳定性，从而均实现了综采工作面的安全、顺利安装，为本矿取得了显著的技术经济效益。一、概 况11 采区概况111位置、范围及标高阳城煤矿位于山东省济宁市梁山县东南约25km，井田主体位于梁山和汶上两县境内。东西宽2.26.7km，南北长10.5km，面积41km2。目前采区北三采区位于井田的中深部、第6和14勘探线之间，第 8、10、12勘探线穿过本采区，属650m水平3煤层的北翼下山采区，东至F1边界断层、西至季庄断层、北至三DF61断层、南至DF38断层。走向长（南北）3560m，倾斜宽（东西）1900m，面积约6.764km2。地面标高+39.06+39.97m；开采上限标高550m；开采下限标高1250m。 112与邻近采区关系西部为正在开采的北一采区；北部为北五采区，南部为南二采区，北五和南二采区暂未有采掘活动；东部为F1断层的下盘，为无煤区。按照开拓设计采区划分，本区段位于北三采区回风下山南侧，煤层底板标高位于-670-870m之间。113区内勘探钻孔情况区内勘探钻孔情况见表111。区内勘探钻孔情况表 表111区内地质勘探钻孔情况钻孔名称地面高程（m）终孔深（m）煤厚/底板标高（m）终孔层位揭露地层封孔质量Y8-339.80709.20无三灰Q、P2s、P1x、P1s、C3t合格Y9-139.58935.507.28/-872.373煤下Q、P2s、P1x、P1s合格Y10-339.71766.501.96/-519.84十二灰下Q、P1x、P1s、C3t、C2b合格Y10-438.97933.505.54/-871.193煤下Q、P2s、P1x、P1s合格Y12-239.48617.221.5/-529.12三灰Q、P2s、P1x、P1s、C3t合格Y12-339.06960.007.78/-901.653煤下Q、P2s、P1x、P1s合格12 地质特征121地质构造根据勘探报告资料，本采区内地质构造较复杂，煤岩层整体赋存形态为走向NE，倾向SE的单斜构造，倾角1736，平均22。浅部煤层倾角小，深部煤层倾角大。三DF55断层把本采区分成南北两块，南块段靠近DF38断层深部有一小型向斜构造。采区内四周均以二、三维物探所控制的断层为界，西部的季庄断层落差150250m，另由Y83钻孔穿过，北部的三DF61断层落差50180m,南部的DF38断层落差50100m，东部为F1井田边界断层，落差1300m以上。区内复杂的地质构造严重地影响着采区准备巷道的布设和回采工作面的布置。预计采区内无岩浆侵入、岩溶陷落柱及古河流冲刷等特殊地质现象。区内主要断层情况见表121。区内主要断层情况表 表121断层名称性质产状（褶曲、轴面） 控制情况倾向倾角（）落差（m）季庄断层正NW65150250三维物探控制，可靠F1正NW701300三维物探控制，可靠三DF61正NENNE7070150三维物探控制，可靠DF38正NNEN7050100三维物探控制，Y8-3孔穿过可靠三DF60正SSE70010三维物探控制，可靠三DF55正NE704085三维物探控制，较可靠三DF56正NW转NNE705070三维物探控制，较可靠三DF54正NNE70018三维物探控制，较差三DF53正NW70040三维物探控制，较差三DF52正SW70025三维物探控制，可靠三DF51正E70015三维物探控制，较差三DF50正NEE70020三维物探控制，较差三DF120正NW7008三维物探控制，可靠三DF121正SE7006三维物探控制，可靠三DF102正SWW70030三维物探控制，可靠三DF103正SSW70010三维物探控制，可靠三DF143正NEE70040三维物探控制，可靠三DF58正NWW70020三维物探控制，可靠三DF111正E704070三维物探控制，可靠122赋存煤层（一）含煤地层北三采区含煤地层为二迭系山西组和石炭系上统太原组。山西组：含煤13层，自上而下为1煤、2煤、3煤。钻孔揭露2层，分别是2煤和3煤，其中2煤厚00.8m，为不可采薄煤层，3煤厚5.54m7.78m，为稳定的厚煤层。太原组：含煤15层，自上而下为418煤，钻孔揭露的16煤、17煤厚度分别为1.7m和0.85m，为可采煤层；其它煤层均较薄，不可采。（二）可采煤层北三采区可采煤层为3煤层、16煤层和17煤层。3煤层厚度5.54m7.78m，平均6.87m, 全区可采，区内赋存稳定。3煤容重为1.35t/m3，普式硬度1.5。煤层结构复杂，下部含一层泥岩薄矸，厚0.27m。3煤层呈黑色，沥清光泽玻璃光泽，由暗煤、亮煤及镜煤组成，含少量丝炭，条带状，块状构造，参差状断口，性脆易碎，内生裂隙较发育，煤岩类型属半亮型半暗型。3煤为高等陆生植物生成的腐植煤类，煤层主要受深成变质作用，煤质变化较简单。为低灰、低磷、低硫、中高发热量的优质气煤。可以作为良好的动力、酿造及食品工业用煤。16煤、17煤厚度分别为2.4m和1.2m，为硫分大于3%的高硫煤。123煤层顶底板岩性及煤层间距3煤层的顶板为浅灰色中细砂岩，厚4.517.1m，泥硅质胶结，夹炭质条纹、菱铁质鲕粒，水平互层层理，局部斜层理。直接顶为深灰色泥岩，含植物叶片化石，局部含粉细砂质，厚度05.34m。底板：直接底为深灰黑灰色泥岩，含炭质，遇水变泥状,多含植物根部化石，厚度0.271.61m。下部为灰深灰色细、粉砂岩，水平层理。3煤上距2煤、下距4煤的间距在2030m之间。16煤层与上部稳定的辅助标志石灰岩（八）间距一般在55.0m左右，煤层底板一般为含有植物根化石的泥岩。17煤层顶板为石灰岩（十一），有时相变为粉砂岩，底板为粉砂岩或泥岩，具根化石。位于16煤层下部，距16煤层间距一般3.06.0m，平均4.0m，距下部十二灰间距平均27.0m。124水文地质本采区位于井田的中深部，与第四系水无水力联系；开采3煤层时其主要充水水源为3煤顶板砂岩水，其次为底板三灰水；因区内及四周大中型断层发育且纵横交错，若断层含水或导水，加上F1边界断层以东地层不明，若为奥灰或寒武纪强含水层，本采区水文地质条件则复杂化。上述断层的含导水情况均不明，特别是F1断层东部的地层还不详。开拓巷道临近或需穿过上述断层时，必须事先探明断层的含导水情况，并按规定留足断层防水煤柱。（一）充水因素1含水层（1）第四系（Q）采区内钻孔揭露厚度247255m，平均250.00m。依据岩性组合及含隔水特征，自上而下可分为上、中、下三组。而井田内第四系松散层中均有多层稳定的粘土隔水层，而且大都分布100m以深的中、下组内，这就有效地隔绝了地表水、大气降水对基岩含水层的直接补给，也隔绝了第四系松散层上、中、下各组之间的水力联系。（2）下石盒子组分界砂岩下石盒子组底部有一至二层分选性较差，灰至灰绿色中粗砂岩或含砾粗砂岩（分界砂岩），厚1.2717.50m，平均5.29m，简易水文消耗量0.010.12 m3/h，该组砂岩属弱含水裂隙含水层。分界砂岩下距3煤层42.7392.43m，平均65.00m。开采山西组3煤层，综采一次性全放顶时，导水裂隙带在发展过程中部分地段最终有可能延伸到分界砂岩，但因富水性极弱，不会对煤层开采增加多少水量。（3）山西组3煤顶板砂岩对3煤层开采有影响的直接充水含水层是3煤顶板砂岩段，统计3煤层顶部80m以内的砂岩层分布，一般312层，平均6层，总厚度13.8048.10m，平均总厚度31.69m。水位标高为28.4930.52m，平均渗透系数0.0420.159m/d。山西组3煤层顶板砂岩含水性弱，有一定的动储量，但补给较差。（4）太原组三灰在煤系地层竖直剖面上为相对富水的含水岩组，其中对开采3煤有影响的是三层灰岩。三灰富水性不均一，上距3煤层43.354.3m，平均48.80m，其间含水层不发育。在正常间距下，不会对开采3煤层造成底鼓突水。本采区埋深大，三灰水水压大，当断层使三灰与煤层间距缩小或岩体不完整、岩石破碎强度低时，就有可能对3煤层开采造成突水。（5）奥陶系中统中厚层状石灰岩，奥陶系灰岩是区域性强含水层，但富水性不均一。本井田奥陶系水为中等矿化度的咸水，反映了奥陶系水补给不畅，迳流滞缓的特征。2钻孔水本采区内穿过3煤的6个地面钻孔均用水泥砂浆封孔，封孔质量合格，工程靠近或揭露上述钻孔时，都不会引发水害事故。3断层水采区四邻及区内大中型断层发育，且纵横交错，断层带内有可能含水。（二）煤层开采受水威胁程度分析1第四系水采区内第四系厚247m256m，底部最低标高-216m，而本采区开采上限标高-550m，距第四系较远，不受其水害威胁。23煤顶板砂岩水因北三采区与北一采区以落差较大的季庄断层为界，采区内无任何井巷工程，顶板砂岩水还未进行揭露疏放 ，仍为原始水位，故受其水害威胁较大。3三灰水若断层使得三灰含水层与3煤对口接触，或缩短三灰距离，且三灰富水性强，采掘过程中则有可能发生三灰突水事故。（1）掘进期间安全隔水层厚度的计算三灰水位按+30m，开采下限按-1100m，则计算如下：t安 =式中 t安 安全隔水层厚度（m）；L 巷道底板最大宽度（m），取5米；r 隔水层岩石容重（t/m3），取2.5；Kp 隔水层岩石的抗张强度（t/），取10；H 隔水层底板承受的水头压力（t/），取1184。本采区三灰距3煤最小隔水层厚度43.32m（Y12-2孔），大于安全最小隔水层厚度计算值，正常情况下，三灰水对掘进无威胁，沿3煤层掘进时安全，但在有隐伏导水构造条件下，仍有发生底板三灰出水的可能性。（2）回采期间突水系数的计算根据公式计算如下：Ts（最大）= Ts（最小）= 式中 P水压（MPa）； M隔水层厚度（m）； Cp开采时底板破坏深度（m）； Dg原始导高（m）。根据计算结果可知，本采区内的3煤层回采时突水系数较大（0.20.366MPa），远大于0.10MPa/m的安全系数上限值，受底板三灰水的威胁较大，有三灰突水的可能性。（三）涌水量预测1正常涌水量根据“大井”法承压转无压公式进行计算顶板砂岩涌水量：Q=1.366K(2H-M)M/lg(1+R/r0)=7760.2m3/d=323m3/h式中 K渗透系数,取0.100m/d；H承压水底板到承压水位的距离（m）, H=1100-650=450；M含水层厚度,取26m；R疏干降水时含水层的影响半径,R=10HK=104500.1=1423m；A预计开采面积2780000m2；r0=（A/）=（2780000/3.14）=940.9m；r0疏干大井的半径；A预计开采面积。正常涌水量为顶板砂岩疏放水量及生产用水之和。预计生产用水20 m3/h；则采区正常涌水量为343 m3/h。2最大涌水量本采区开采过程中, 最大涌水量为正常涌水量和三灰导入量之和，预计揭露三灰最大涌水量50m3/h，则本采区开采过程中最大涌水量为393m3/h。二、工作面巷道布置方式21轨道顺槽3301工作面上部顺槽为轨道顺槽, 方位为N2191628E，主要用于该工作面的进风和运料。沿煤层底板布置，巷道为矩形断面,净宽3.8m, 净高3.2m，断面积12.2。轨道顺槽内布置有51mm的供水防尘管路两路和压风管路一路、108mm的注氮管路一路，并在离工作面180m的地方设移动电站，在辅助顺槽联络巷外100-120m处设置乳化泵站等设备。22皮带顺槽3301工作面下部顺槽为皮带顺槽, 方位为N2191628E，沿煤层底板布置，巷道为梯形断面,平均净宽4.4m,净高3.2m,断面积14.1。主要用于该工作面的回风和运煤。23工作面切眼阳城煤矿3301综放工作面切眼，为矩形，荒高3.2m，净高3.0 m，荒宽7.8m，净宽7.6m，荒断面积24.96m2，净断面积22.8m2。切眼长度213m，沿3#煤层底板掘进，埋藏深度-560-620m。煤层厚度6.58.7，平均7.5。煤层倾角1925，平均21。煤层普氏硬度系数=1.5，中硬。煤层伪顶00.2m，平均厚度为0.1m，灰色泥岩，易脱落。老顶为砂岩，一般312层，平均6层，总厚度13.848.1m，平均总厚度31.7m。直接底板0.10.3m，平均厚度为0.2m，灰色泥岩。老底为砂岩，一般25层，平均3层，总厚度12.121.7m，平均总厚度12.5m。24联络巷（1）轨顺联络斜巷：锚网索梁喷支护,直墙半圆拱断面,净宽3.6m, 净高3.5m,墙高1.7m,断面积11.2。（2）轨顺联络平巷：锚网索梁喷支护,直墙半圆拱断面,净宽4.2m, 净高3.6m,墙高1.5m,断面积14.1。（3）辅助轨顺联络巷：原轨顺与辅助轨顺之间的联络巷，巷道为矩形断面,净宽3.8m, 净高3.2m，断面积12.2。三、采区支护方案和原理31支护方案按照设计，3301工作面安装时端头支架选用ZFG7500/20/32型液压支架，正常支架选用ZF7200/18/32型液压支架，其主要技术参数分别如下：（1）端头支架支架型号：ZFG7500/20/32型放顶煤液压支架支撑高度： 20003200 mm 支架宽度： 14901660 mm支架长度： 67208750 mm工作阻力： 7500 kN支护强度： 0.8 MPa架间中心距 1600 mm端头支架重量： 26.5T1.5 （2）正常支架支架型号：ZF7200/18/32型放顶煤液压支架支撑高度： 18003200 mm 支架宽度： 14101580 mm支架长度： 59807880 mm工作阻力： 7200 kN支护强度： 0.8 MPa架间中心距 1500 mm中间架重量： 20.5T1.5由于综放支架安装所需断面较宽，切眼支护比较困难。传统的旧支护方式为钢梁木支护，由于钢梁长、跨度大、受力易弯曲，中间还需加点柱。这种支护方式钢梁消耗量大，工人劳动强度高，安装空间小，工艺复杂，速度慢，而且易倒柱、倒腿、冒顶、不安全。采用高强预应力锚杆+w钢带+锚索（梁）+单体液压支柱联合支护方法具有施工速度快，支护成本低（单体液压支柱、棚梁等支护材料安装完综放工作面后可全部回收），支护效果好等优点。用于综放工作面切眼支护可提高安全系数，增大支架安装空间，减少材料投人，加快安装速度。32 高强预应力锚杆+w钢带支护技术原理巷道开掘后，通过高强预应力锚杆预紧力(初锚力)作用，顶板岩（煤）层沿锚杆方向受到挤压，使锚杆周围的危石块彼此挤紧，从而在顶板围岩内形成一个挤压加固组合梁，支承上覆岩层的压力。而w钢带的加入增大了组合梁的范围和整体性，并使组合梁更加坚固。当锚杆有效长度未穿过直接顶岩层时，该组合梁单独作用；当锚杆有效长度穿过直接顶锚入老顶岩层时，该组合梁悬吊于老顶并与老顶共同作用。由于该组合梁直接位于巷道顶板，所以，无论是挤压加固拱支护机理，还是悬吊支护机理，直接影响巷道矿压显现的主要因素之一是该组合梁本身的力学特征。组合梁力学特征的主要影响因素有：(1)组成组合梁体各岩层的抗拉强度、抗压强度，特别是首层岩层的抗拉强度，抗压强度。显然，强度越高，其承载作用就越好。(2)组成组合梁体各岩层的分层厚度、节理裂隙发育程度，特别是首层岩层的厚度、节理裂隙发育程度。分层厚度越薄、节理裂隙越发育，其承载作用就越差。(3)锚固深度。锚固深度决定组合梁的几何尺寸。锚固越深，组合梁越大。(4)初锚力及锚固距离。初锚力及锚固距离对组合梁起补强作用，初锚力越大补强作用越好。锚固距离越小补强作用越好。此外，巷道两帮及底板的力学性质，对组合梁的稳定性有一定影响，其支护机理类同于顶板。33锚索（梁）支护技术原理(1)煤巷复合顶板稳定性差,变形量大,矩形断面支护巷道主要存在两种破坏形式：一是沿着两侧帮上方顶板滑落,出现剪切破坏;二是巷道顶板的压缩破坏。对于大断面煤巷施工，第二种破坏尤为严重。虽然通过锚杆+w钢带加固可形成较为坚固的组合梁，但由于锚杆的有效锚固长度往往无法锚入老顶的稳固岩层中，随着时间的推移，组合梁会逐渐发生破坏。而安装锚索的目的是使锚索穿入稳定岩层形成悬吊梁，减缓组合梁的下沉及破坏；同时增大了锚固体的抗剪切滑动安全系数；锚索在水平应力作用下能产生张力,相应增大了预紧力,起到很好的支撑作用。(2)当顶板岩（煤）层中存在若干分层时，锚杆、锚索的作用一方面是靠锚固力增加各层间的摩擦力，防止沿层面滑动，避免各层间出现离层现象；另一方面，锚杆、锚索杆体可增加岩（煤）层间的抗剪刚度,阻止岩（煤）层间的水平错动。从而将巷道顶板锚固范围内的几个薄岩（煤）层锁紧成一个较厚的岩（煤）层(即组合梁)。锚索施工在巷道顶板,在上方进一步形成更厚组合梁。这种组合厚岩层在上覆岩层载荷的作用下，其最大弯曲应变和应力都将大大减少，组合梁的挠度也减少；而且组合梁越厚，梁内最大应力、应变和梁的挠度也越小。(3)锚索除具有普通锚杆的悬吊作用、组合梁作用、加固拱作用、围岩补强作用外，它对顶板深部锚固所产生的悬吊作用更强，能够以大的预紧力来减缓顶板下沉，是一种把锚索镶入岩层深部进行预加应力的施工技术，又是一种将浅部岩体与深部岩体融为一体的支护手段，它能使围岩发挥更大的承载作用，更加有效地承受载荷。(4)锚索梁的应用是基于以上组合梁的基础上进一步扩大组合梁的范围性和整体性，即将多块的小组合梁顺次的连接成一个整体，从而形成一个更大的组合梁。34单体液压支柱支护技术原理巷道断面越大，采用锚杆、w钢带、锚索（梁）联合支护后形成的组合梁跨度就会越大，组合梁内部的应力、应变和挠度就会越大。3301切眼断面较大，利用单体液压支柱配合工字梁在组合梁应力、应变和挠度较大的部位形成支柱式架棚支护，承载大部分的压力，并将压力传入巷道底板，以减小顶板的变形破坏。四、支护参数4.1 按悬吊理论计算锚杆参数（1）锚杆长度计算L=L1L2L3式中：L-锚杆长度，m；L1-锚杆入稳定煤层的深度，一般按经验取0.4m；L2-锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1m；L3-锚杆有效长度，m；其中：L3=K=1.5=2.0（m）式中：K-安全系数，一般取K=1.5；B-巷道开掘宽度，取4.0m；f-岩石坚固性系数，煤层取1.5。则：L=2.0+0.4+0.1=2.5（m）（2）锚杆株距、排距计算设株排距相等，均为a，则：a=式中：a-锚杆株排距，m；Q-锚杆设计锚固力，70kN/根；H-冒落拱高度，按经验取1.5m；r-被悬吊煤层的重力密度，取13.33kN/m3；K-安全系数，一般取K=1.5。a=1.53（m）通过以上计算可知，施工时巷道拱部选用202500 mm的预应力螺纹钢锚杆，锚杆间排距为800800mm能够满足设计要求；而两帮压力相对较小，根据经验及现场实验，选用202200 mm的预应力螺纹钢锚杆，间排距1000800mm也能够满足要求。4.2 按悬吊理论计算锚索参数（1）锚索长度计算L=L1L2L3L4L5式中：L-锚索长度，m；L1-锚索入稳定岩层的深度，一般按经验取1.0m；L2-锚索入伪顶的深度，一般按经验取0.3m；L3-顶板煤层平均厚度，取3.5m。L4-锚索在巷道中的外露长度，一般取0.5m；L5-锚索有效长度，m；其中：L5=K=1.5=2.0（m）式中：K-安全系数，一般取K=1.5；B-巷道开掘宽度，取4.0m；f-岩石坚固性系数，煤层取1.5。则：L=2.0+0.3+3.5+0.5+1.0=7.3（m）7.4（m）（2）锚索间距计算顶板潜在跨落高度计算：C=KrHBcos(/2) /(1000fcKc)-1htg(45o-/2)式中：C-挤压破碎深度； K-自然平衡角部应力集中系数，K=2.65； r-上覆岩层的容重，取1.5t/m3; H-埋藏深度，取650m; B-固定残余支撑压力影响系数，取0.95; fc-煤层普氏系数，取1.5； -煤层倾角，=21o； h-巷道掘进高度，3.2m; Kc-煤体完整性系数，取0.92； -煤体内摩擦角，=35 o。代入以上数值可得：C=0.528m。潜在跨落高度b=(a+c)cos/ Kyfr式中：a-巷道有效高度的一半，取1.5m; Ky-顶板岩性系数，取0.4；fr-煤层普氏系数，取1.5。 代入以上数值可得：b=2.41m。 冒落范围内岩层自重载荷为：Q=(S1r1+ S2r2)D式中：S1-潜在冒落范围在顶煤中的面积； r1-顶煤容重，r1=1.35t/ m3； S2-潜在冒落范围在伪顶中的面积； r2-伪顶容重，r2=2.4t/ m3；D-锚索间距；S1=1/22.171.98=2.15m2S2=S-S1=1/23.84.17-2.15=5.773m2Q=(S1r1+ S2r2)D=(2.151.35+5.7732.4) D=12.95 D考虑到n=1.5的强度储备，则锚索的破断载荷应满足：P索=nQ=1.512.95D=19.43D=31tD=1.60m为满足安全可靠，取锚索间距为1.6m。通过以上计算可知，所选用的锚索符合设计要求，故可以采用型号为17.87400mm，设计破断力为300kN的锚索，锚索间排距为1600mm。4.3 单体液压支柱支护参数（1）计算1m长度内切眼顶板自由垮落煤层总重量P=BH煤式中P-1m长度内切眼顶板自由垮落煤层总重量。B-切眼掘进宽度，7.8mH-切眼顶板自由垮落煤层高度，按经验取切眼宽度的一半，3.9m煤-煤层容重，1.38t/m3P=7.83.91.38=41.98t=419.8kN（2）计算1m长度内切眼顶板切眼总支撑力P=nP索+mP柱=4/1.6150+290=555kNn-1m长度内切眼顶板布置锚索棵数，4/1.6棵m-1m长度内切眼布置单体支柱棵数，2棵P索-锚索锚固力，150kNP柱-单体支柱最小支撑力，90 kN（3）校核验算由于P 555kNP419.8kN，所以切眼采用间距1.0m，排距2.6m（切眼中心线两边1300mm处各布置1排）布置单体液压支柱支护满足要求。（4）柱鞋直径的计算 200 =200 =229.9mm式中一铁鞋直径 Q底板比压（参考邻矿参数）Rt=KgKbKhKaR =0.990.950.90.950.95250=190.9kN故选择=400厚20的柱鞋满足支护强度。4.4 具体支护方案布置该巷道采用锚网索梁+W钢带+单体液压支柱联合支护做为永久支护，顶部采用202500 mm的锚杆，间排距为800800 mm；帮部采用202200 mm的锚杆，间排距为1000800mm。巷道顶部采用锚杆，8#铁丝编制而成的菱形网，W钢带梁，锚索（梁）和单体液压支柱联合支护作永久支护。帮部采用锚杆和8#铁丝编制而成的菱形网作永久支护。锚杆外用木托盘、铁托盘配合标准螺母紧固。巷道在支护中，当围岩稳定性较差时，锚杆间排距缩小为600600m。锚索的布置方式为沿巷道中心向两侧纵向布置，锚索规格为17.87400mm的钢绞线。每相邻2根锚索为1组用长2.0m的12#槽钢（眼孔中心到中心距离为1600mm）连接，锚索间排距为16001600mm。锚索为“三花”布置，锚索梁为“交错迈步”布置。单体液压支柱采用DW2.8、DW3.15、DW3.5、DW4.0（以DW3.15为主）。间距为1000mm，排距为2600mm。顶部配3.0m长11#矿用工字钢联合支护。附：图4.1 架棚支护示意图五、 施工工艺及技术措施5.1 施工工艺由于切眼跨度达7.8m，故采用先开切眼导向硐室，宽度为4.0m。贯通后再扩帮3.8m至设计断面。施工工艺流程：交接班打眼、放炮敲帮问顶铺、连顶网上钢带安设前探梁出煤矸打注顶锚杆铺帮网注帮锚杆安设单体液压支柱清理交接班。切眼扩帮工序与切眼导向硐室施工相同。5.2 技术措施(l)放炮后必须及时、快速安装顶板锚杆、w钢带。减少顶板暴露时间，充分发挥围岩的自稳能力。(2)切眼煤帮顶角锚杆，根据顶板倾斜情况向两侧偏斜250，以解决顶角应力集中。(3)锚索施工紧跟迎头。即施工完锚杆支护后，立即按要求施工锚索，当距离足够后给锚索上梁并紧固好。(4)施工切眼导向硐室及扩帮时，上、下两开门口处加强支护，采用描索并排布置，间排距为16001600mm，并上锚索梁。(5)严格按煤矿工人安全技术操作规程指南及编写的规程措施施工，锚杆孔、锚索孔的深度、角度要符合设计要求，孔要直要圆，孔壁清洁，孔径、药卷、锚杆（锚索）三径匹配，搅拌和等待时间要充分。六、 技术经济效益分析（l）提高了切眼的支护效果，减少了复杂的安装工序，有利于支护安装。高强预应力锚杆及锚索为主动支护，能有效加固围岩，控制住围岩变形，抑制顶板离层下沉，保证切眼稳定，变形量小，为综放工作面支护安装提供足够空间。（2）降低了支护成本。此联合支护与钢梁木腿支护相比，不仅节约大量钢梁，而且减少了坑木等材料消耗。按工字钢复用3次计算，切眼每米支护成本约560元，采用联合支护时每米可节约支护费用320元，若再考虑棚梁木腿加工、运输、回收、损失、修复等因素，综合成本节约更多。（3）减轻了工人劳动强度。锚杆等材料与钢梁木材相比，质量轻、安全方便。在运输、安装方面都较省力，而且不用回收，取消了运棚子、架棚子、回棚等繁重的体力劳动。（4）提高了支架安装时的安全系数。支架安装时减去了打托木、贴帮腿等工序。液压支柱及工字梁可以边安装支架边回撤，防止了冒顶事故的发生，提高了支架安装时的安全可靠性。七、结 论通过比较、分析支护效果和具体的施工实践,采用高强预应力锚杆+w钢带+锚索(梁)+单体液压支柱联合支护方法有效地控制了巷道顶板围岩。矿压观测结果表明,围岩基本趋于稳定,完全满足巷道使用要求,达到了预期的支护效果,在技术上和理论上是切实可行的。此支护工序简单,施工方便,且易于操作,是一种积极主动的支护方式，最为重要的是它安全、高效，因此可以在施工综放工作面切眼中加以大力推广和应用。参考文献1徐永圻煤矿开采学徐州：中国矿业大学出版社1999 2煤矿矿井采矿设计手册编写组.煤矿矿井采矿设计手册北京：煤炭工业出版社19843东兆星，吴士良井巷工程徐州：中国矿业大学出版社20054国外井田开拓和巷道布置发展趋势煤炭部规划设计院情报组编译5刘宝月矿井开拓布局创新与改革 山东煤炭科技，2002.1 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