大跨度切眼錨桿錨索支護(hù)技術(shù)的研究與應(yīng)用

秦曉偉

（山西高河能源有限公司， 山西 長治 047100）

引言

巷道錨桿支護(hù)技術(shù)在不斷進(jìn)步，為安全的巷道提供了保障作用[1]。與被動支架支護(hù)技術(shù)相比，錨桿通過加固圍巖的穩(wěn)定性，不僅改善了礦工的操作難度，提高了施工效率，更大程度地改善了礦井巷道的安全穩(wěn)定性。但針對目前煤礦大煤層出現(xiàn)的大跨度切眼的支護(hù)難題，傳統(tǒng)的錨桿支護(hù)已不能夠更好地維護(hù)巷道的安全穩(wěn)定性，使得切眼工程無法進(jìn)行，并且在礦工實(shí)施過程中仍伴隨著煤層脫落，安全隱患比較多。如何能夠在傳統(tǒng)錨桿支護(hù)的技術(shù)基礎(chǔ)的支持下，優(yōu)化改進(jìn)錨桿錨索支護(hù)技術(shù)是目前亟待實(shí)現(xiàn)大跨度切眼的一項(xiàng)重要工作。

1 工程概況

高河能源公司某煤礦東側(cè)傾角為30°，且煤質(zhì)較硬；西側(cè)傾角為33°～56°，煤質(zhì)較軟。綜合分析，切眼位置定于礦井的西側(cè)，切眼布置于大煤層中，該煤層頂板的切眼圍巖巖性分布情況如表1 所示。同時，切眼為矩形形狀，高寬分別為3 m 和8 m。

表1 某煤礦煤層頂板情況

2 錨桿錨索支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化

2.1 頂錨桿支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化

分別利用三種傳統(tǒng)的設(shè)計方法對頂錨桿支護(hù)參數(shù)進(jìn)行計算，這三種方法分別是基于等效圓法、基于普氏冒落拱法以及等效橢圓法。

1）等效圓法。當(dāng)開始切眼時，升高了圍巖局部區(qū)域地壓力，打破了原有巖石周圍的應(yīng)力平衡。將原本切眼的矩形形狀等效為圓形，經(jīng)理論計算所得：頂錨桿材質(zhì)選用錨桿直徑為22 mm，錨桿長度為6.5 m，錨桿間距為381 mm，錨桿排距為800 mm，錨固長度為400 mm。

2）普氏冒落拱法。當(dāng)開始切眼時，若應(yīng)力超過原有的圍巖應(yīng)力分布，頂部的部分巖石因此掉落直至平衡，所以需對此部分進(jìn)行支護(hù)考慮，該操作界面為拱形，經(jīng)理論計算所得：頂錨桿材質(zhì)選用錨桿直徑為22 mm，錨桿長度為5.2 m，錨桿間距為500 mm；錨桿排距為800 mm；錨固長度為400 mm。

3）等效橢圓法。大跨度切眼問題中跨度一般高于8 m，因此對于前兩種理論計算來說，理論值明顯與實(shí)際值不相符。等效橢圓法則是將矩形切眼以外的部分也歸納進(jìn)入為切眼所造成的松散區(qū)域，更加符合大煤層的大跨度切眼問題。該操作界面為外接橢圓形，理論計算所得：頂錨桿材質(zhì)選用錨桿直徑為22 mm，錨桿長度為2.9 m，錨桿間距為800 mm，錨桿排距為800 mm，錨固長度為400 mm。

綜合以上三種計算方法，再結(jié)合目前切眼高度為3 m，等效圓法和普氏冒落拱法所計算的錨桿長度分別為6.5 m 和5.2 m，此數(shù)值均大于切眼的實(shí)際高度。同時，這兩種方法計算的錨桿間距過小，不適用于實(shí)際的掘進(jìn)操作。針對以上分析，最終計算方法選擇等效橢圓法，頂錨桿支護(hù)參數(shù)優(yōu)化為：選用螺紋鋼錨桿，其直徑為22 mm，錨桿長度為2.9 m，錨桿間距為800 mm，錨桿排距為800 mm，錨固長度為400 mm。

2.2 幫錨桿以及錨索支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化

經(jīng)理論計算所得，幫錨桿的支護(hù)參數(shù)優(yōu)化為：選用玻璃鋼錨桿其直徑為18 mm，錨桿長度為2.2 m，錨桿間距為1 000 mm；錨桿排距為800 mm；錨固長度為200 mm。

錨索在預(yù)應(yīng)力中主動承擔(dān)著高抗錨索的高抗滑力來維持巖石的穩(wěn)定性，進(jìn)而維護(hù)巷道的安全性。支護(hù)參數(shù)優(yōu)化：選用直徑為15.24 mm 的鋼絞線，每三排錨桿支護(hù)中間加5 根錨索，每根錨索的間距為1.3m，長度6 m，排距2.4 m[2-3]。

3 錨桿錨索支護(hù)效果的監(jiān)測

監(jiān)測內(nèi)容主要包括：通過監(jiān)測大煤層跨度切眼的錨桿受力狀態(tài)、頂板下沉狀態(tài)以及頂部與底部之間的離層狀態(tài)，判斷按理論計算出的支護(hù)參數(shù)應(yīng)用于實(shí)際狀態(tài)的支護(hù)效果，同時，通過監(jiān)測結(jié)果的計算分析，利用可視化數(shù)據(jù)，直觀地表征出圍巖的受力變化規(guī)律，及時調(diào)整支護(hù)狀態(tài)，確保整個施工過程的安全性[4-5]。

在監(jiān)測期間，煤層下沉的位移共計114 mm，其中最快的沉降速度為23 mm/d, 平均數(shù)據(jù)為7.1 mm/d；頂部與底部的離層位移最終確定為52.5 mm。通過將數(shù)據(jù)記錄、收集、計算與處理分析得出，該頂板下沉以及頂部與底部的離層位移變化趨勢主要分為三階段，第一階段：初始施工2 d 之內(nèi)，不穩(wěn)定因素較多、變化較快，大概占比46%；第二階段：施工2～5 d 內(nèi)，位移變化速度減慢，占比36%；第三階段：施工5 d 之后，位移變化速度趨于穩(wěn)定，占比18%，而后趨于穩(wěn)定。此外，錨桿所受力大概在39 kN。

經(jīng)監(jiān)測，頂板下沉以及頂部與底部的離層位移變化已趨于穩(wěn)定狀態(tài)，錨桿受力也處于理論范圍內(nèi)。綜上，該錨桿錨索支護(hù)參數(shù)優(yōu)化，針對大煤層大跨度切眼已起到實(shí)際的加固強(qiáng)化的效果。

4 結(jié)論

本文以高河能源有限公司某煤礦為應(yīng)用工程項(xiàng)目，該煤礦屬于大煤層大跨度切眼支護(hù)技術(shù)的研究對象。將切眼布置為矩形，即高3 m，寬8 m。通過對比等效圓法、普氏冒落拱法和等效橢圓法，等效橢圓法更加符合切眼的實(shí)際高度。同時，前方法計算的錨桿間距過小，不適用于實(shí)際掘井操作。針對以上分析，最終計算方法選擇等效橢圓法，頂錨桿支護(hù)參數(shù)優(yōu)化為：選用螺紋鋼錨桿其直徑為22 mm，錨桿長度為2.9 m，錨桿間距為800 mm；錨桿排距為800 mm；錨固長度為400 mm。幫錨桿的支護(hù)參數(shù)優(yōu)化為：選用玻璃鋼錨桿其直徑為18 mm，錨桿長度為2.2 m，錨桿間距為1 000 mm；錨桿排距為800 mm；錨固長度為200 mm。錨索的支護(hù)參數(shù)優(yōu)化：選用直徑為15.24 mm 的鋼絞線，每三排錨桿支護(hù)中間加5 根錨索，每根錨索的間距為1 300 mm，長度6m，排距2 400 mm。最后，為了理論聯(lián)系實(shí)際，本文將最終選定的優(yōu)化參數(shù)應(yīng)用于煤礦的實(shí)際施工過程中。通過監(jiān)測大煤層跨度切眼的錨桿受力狀態(tài)、頂板下沉狀態(tài)以及頂部與底部之間的離層狀態(tài)，得出該支護(hù)設(shè)計優(yōu)化方案起到加固巷道的效果，符合礦工安全生產(chǎn)施工的標(biāo)準(zhǔn)。在本次大跨度切眼錨桿錨索支護(hù)技術(shù)探究案例中，該研究方法以及研究方案對今后相似類型施工工程有一定的指導(dǎo)意義。