切眼作为采煤设备安装及回采的地点，快速掘进和稳固支护对煤矿安全生产起着非常重要的作用[1,2,3],随着开采深度和工作面开采设备尺寸的增加，切眼的跨度可达到8 m、10 m甚至更宽。大断面切眼成巷的围岩控制难度随跨度的增大而增加，针对大断面切眼，目前采用的成巷方法大多为分次成巷，即在开一个小尺寸切眼的基础上二次扩开切眼，达到预定的切眼范围，随后再进行支护。分次成巷技术在安装设备前需要进行二次扩帮，扩帮会对围岩产生二次扰动，使得刚恢复稳定的应力再次变化，影响巷道两帮支护[4,5,6,7],造成巷道整体结构的破坏失稳，顶板稳定性大幅降低。由于二次扩帮延长了工程时间，降低了工作面的开采效率，不利于工作面正常交接。因此，提出合理的大断面切眼巷道围岩控制技术，对于提高煤矿开采效率，保证煤矿安全生产具有重要意义。刘平等[8]采用数值模拟的验证方法，提出了基于连采施工工艺的大断面连采工艺的一次成巷技术。李绍海等[9]提出了锚 - 网 - 梁 - 索联合支护顶板代替单体加强支护的支护方式。李桂臣等[10]在复杂围岩条件下，提出了多种方法协同作用的高强度综合控制技术体系。马新世等[11]通过注浆加固控制了围岩的变形情况。吕情绪等[12]运用数值模拟等方法，验证了锚网索+金属棚+单体支柱联合支护方式的合理性。魏斌[13]针对交替成巷工艺，采取了锚杆(索)上钢带、钢筋网支护的主动支护技术，控制了围岩变形。

综上所述，以上学者们针对大断面切眼成巷，多采用分次成巷工艺，通过联合支护，达到控制围岩变形的目的。本文以任楼Ⅱ8224N大断面切眼为背景，采用交替掘进一次成巷工艺，运用理论分析、相似模拟的试验手段以及现场监测，分析大断面切眼交替掘进成巷支护条件下的围岩变形及应力分布情况，研究成果可为大断面成巷提供一定参考。

1、相似模拟试验

Ⅱ8224N工作面位于Ⅱ2采区二区段北翼，北至设计切眼，临近F2-1断层；南至预计收作线；以Ⅱ8224工作面风巷为上界，上临Ⅱ8222里段采空区，间距为8.0 m; 以Ⅱ8224工作面机巷为下界。Ⅱ8224N切眼大断面上覆31煤、51煤、52煤、72煤(已回采)、73煤(已回采)等煤层，工作面切眼全长为245 m, 正常断面长为225 m, 宽×高为7.2 m×3.0 m, 其宽度为正常掘进巷道的2倍左右，断面与73煤采空区间距为12.0～18.0 m, 剖面布置如图1所示。

图1 Ⅱ8224N切眼纵向地质剖面   

1.1 模型设计

巷道模型为任楼煤矿Ⅱ8224N切眼锚网梁索支护结构，设计开挖巷道宽×高为360 mm×150 mm, 其中锚索采用延展性好的铝制材料，锚杆采用高强度的铁制材料，锚网采用强度适合的金属网代替，锚杆(索)采用全长锚固，在施工过程中采用胶水代替矿山的锚固材料。该试验采用控制变量法，所以选择了尺寸为2000 mm×200 mm×2000 mm的试验架，模拟高度为1920 mm。岩石力学参数及材料配比见表1。

表1 岩石力学参数及模型材料配比

1.2 试验方案设计

试验模型经成型、风干及一系列辅助工作，包括外部钢架的拆卸、观测面的美化、位移点的布置、应变片的编号及连接、应变仪的调试、高清数码相机的布置及初次开挖的时间记录等。在试验过程中，除留设边界煤柱外，将73煤一次开挖，在切眼上部模拟73煤工作面开采后形成的采空区，静置1 d后模拟开挖82煤巷道，巷道分两次开挖，先开挖180 mm的切眼一半宽度，静置20 min后再开挖至设计宽度。开挖结束后，监测频率为5 min一次。82煤下部布置3个应变片，集中布置在巷道下方50 mm处，用来监测巷道底板的受力情况。82煤及上部岩层布置3排应变片，巷道两侧布置的高度、位置一样，前两排布置高度分别为距离82煤上方100 mm(粉砂岩)和350 mm(细砂岩)处，第3排应变片布置在切眼顶板岩层内，用来监测切眼顶板的应力变化；每排布置5个应变片，呈中心对称布置，间距为100 mm; 主要监测巷道顶板周围应力变化。切眼两帮分别布置2个应变片，布置间距为100 mm, 主要监测切眼帮部周围应力变化。测点布置方案如图2所示。

1.3 切眼围岩变形及应力演化研究

图3为切眼开挖后的围岩变形情况，上方垮落层为73煤采空区，下方是83煤层，切眼为82煤层中心开挖位置。从图3可以看出，开挖期间切眼巷道顶板围岩稳定，在宏观上切眼顶板没有出现裂隙或变形；顶板的模拟支护结构也未出现变形和断裂现象。

图2 测点布置(单位：mm)   

图3 模型开挖后的变形  

为了研究切眼开挖顶板围岩应力变化情况，对应力监测数据进行初始化处理，图4(a)为开挖切眼顶板锚索位置范围围岩应力变化情况，左侧180 mm部分的切眼开挖后监测到顶板围岩最大拉应力为0.62 kPa, 随着时间延长顶板围岩应力不断变化，左侧180 mm部分的切眼在开挖252 min内围岩出现压应力和拉应力交替出现的情况；随着时间延长，拉应力相应增加，当左侧180 mm部分的切眼开挖1300 min后，切眼顶板围岩的拉应力相对趋于稳定；在左侧切眼开挖1588 min后，右侧180 mm的切眼开挖，引起切眼顶板围岩的拉应力增加，切眼开挖宽度为360 mm。

开挖切眼顶板锚杆位置范围围岩应力变化情况见图4(b),锚杆位置5个监测点的应力变化趋势是一致的，拉应力均缓慢增加，测点1和测点4布置在切眼范围的外侧，拉应力相对较低，而测点2、测点3和测点5布置在切眼的正上方，拉应力相对较高；锚杆位置的应力监测数据显示，在1588 min进行右侧二次开挖时，测点的拉应力值迅速增加，开挖结束后有所减小，然后随开挖缓慢增加。

因此，分步开挖大断面切眼会造成顶板围岩应力的二次扰动，切眼开挖成巷后顶板围岩应力会持续增大。

图4 切眼开挖后的应力变化  

2、巷道顶板内力分析

2.1 巷道破坏深度计算

根据普氏理论计算自然平衡拱状态下巷道顶板的潜在松动范围(见图5),计算公式[14]为：

图5 普氏拱状态下的巷道顶板受力分析  

(2)式中，C为巷道煤帮破坏深度，负值则煤体稳定，正值则煤体发生破坏，m; h为巷道顶板岩层的破坏深度，m; Kcx为巷道周边挤压应力集中系数；γ为巷道上覆岩层平均容重，kN/m3;Hl为巷道埋深，m; K为应力扰动系数；f为岩层硬度系数；H为巷道高度，m; φ为顶板岩层的内摩擦角，(°);B为巷道宽度，m; α为岩层倾角，(°);ky为顶板岩层的稳定性系数。

取Kcx=1.5,γ=25 kN/m3,Hl=500 m, K=1.5,f=2.044,H=3.2 m, B=7.6 m, φ=33.0°,α=3°,ky=0.9,将各参数代入式(1)和式(2)计算得C=0.75 m, h=1.77 m。

2.2 顶板载荷计算

由于Ⅱ8224N切眼的正上方为Ⅱ7322采空区，Ⅱ7322工作面顶板为9 m的粉砂岩，假设Ⅱ8224N切眼顶板所受载荷为Ⅱ7322及采空区矸石与Ⅱ8224N切眼顶板自重，可得：

q=8gH×ρ1H1+ρ2H2+ρ3H3+ρ4H4H1+H2+H3+H4(3)

式中，q为Ⅱ8224N切眼顶板所受均布载荷；ρ1为82煤顶板粉砂岩容重，取ρ1=26.08 kN/m3;Hl为82煤顶板粉砂岩厚度，取H1=4500 mm; ρ2为82煤顶板中砂岩容重，取ρ2=28.71 kN/m3;H2为82煤顶板中砂岩厚度，取H2=5500 mm; ρ3为82煤顶板泥岩容重，取ρ3=22.20 kN/m3;H3为82煤顶板泥岩厚度，取H3=2200 mm; ρ4为73煤顶板粉砂岩容重，取ρ4=26.50 kN/m3;H4为73煤顶板粉砂岩厚度，取H4=9000 mm; g为重力加速度，取g=9.8 N/kg; 得出q=0.665 MPa。

Q=qs (4)

式中，s为巷道底板宽度，Q为被动支护强度，须满足Q≥0.015 MPa。

2.3 巷道顶板叠加梁内力分析

依据锚杆锚固围岩变形的协调共同承载特性[15],采用结构力学建立巷道顶板围岩 - 锚杆叠加梁模型，如图6所示。

图6 围岩变形预计模型  

由叠加梁结构力学与变形条件可得：

再根据其载荷整体承载特征可得：

∑i=1nqi=q+∑i=1nγihi−qb(6)

式中，i为第i层顶板；ω为岩梁向下挠度；γi为第i层顶板容重，kN/m3;hi为第 i层顶板厚度，m; qi为第i层顶板所受的载荷；qb为锚杆对叠加梁的主动支护，与支护密度d和下预紧力P的关系式为：

qb=dP (7)

由叠加梁内层间相互作用可知，顶层所受载荷为q1、中层所受载荷为q2、底层所受载荷为q3,依次可由如下关系式表示：

由式(5)至式(8)可得：

q1=A2A3(q+∑i=13γihi−qb)A1A2+A1A3+A2A3(9)

q2=A1A3(q+∑i=13γihi−qb)A1A2+A1A3+A2A3(10)

q3=A1A2(q+∑i=13γihi−qb)A1A2+A1A3+A2A3(11)

其中，中间参数表示为：Ai=1Tikitankil2(12)

式中，ki,Ti为第i层顶板对应参数k,T的取值，T=Nbh0,N为岩梁所受水平应力，MPa; b为岩梁截面宽度，m; h0为岩梁厚度，m。k=TD,其中，D为岩梁抗弯刚度，D=Ebh312,N⋅m2;E为岩梁弹性模量。

由式(12)可知，当岩梁抗弯强度大时，其所受载荷也更大，即所受应力也增大，此时锚杆支护所形成的顶板叠加梁结构，应更能充分发挥各层岩梁的承载能力，优化应力分配。

3、工程现场效果分析

3.1 支护方案

Ⅱ8224切眼为矩形断面，毛断面为22.94 m2,净断面为21.6 m2,净宽为7.2 m, 净高为3 m。支护方式为锚带网索支护，循环进度为0.8 m或1.6 m。如图7所示，顶板采用左旋无纵筋等强螺纹钢锚杆，每排10根，对称巷中布置，锚杆锚固力不小于130 kN;帮部采用右旋全螺纹钢锚杆，锚杆锚固力不小于105 kN,螺母扭矩力不小于200 N·m; 帮部(煤壁侧)采用玻璃钢锚杆，锚杆锚固力不小于70 kN,螺母扭矩力不小于70 N·m; 顶板、帮部锚杆间排距均为800 mm×800 mm, 均采用GDW170型钢带+金属编织网护表；锚索采用钢绞线，正中矩形布置，间排距为1600 mm×1600 mm(巷中3根锚索间距为800 mm),每排5根，锚索预紧力不小于200 kN。滞后迎头30 m沿巷中布置一排单元式支架，间距为5 m, 初撑力不低于24 MPa。

3.2 现场实测分析

沿切眼开挖方向每隔15 m安装一个多点位移计，监测围岩表面位移，包括巷道底鼓量、两帮水平收敛、顶底板竖向收敛等，观测结果如图8所示。

多点位移计5安装在锚杆61～62排之间，即切眼长度为51.8～52.7 m的位置。该位置位于断面三监测范围内，采用超前导硐(宽度×深度=3.6 m×1.6 m)和刷帮交替施工作业。顶板离层点位移如图8所示，3.5 m测点、6.5 m测点、8.0 m测点在多点位移计安装后14 d内，3个测点之间的相对位移没有变化；在第16天3.5 m测点有2 mm的减小，3.5 m测点与6.5 m测点的相对位移量为2 mm; 因此，根据多点位移计监测的顶板各个测点相对位移，其变化量很小，可得顶板围岩并未发生过大离层情况，围岩变形处于安全界限之内。

图7 Ⅱ8224切眼支护结构   

图8 顶板离层点位移   

3.3 锚杆及锚索受力监测

每个监测断面包括锚杆和锚索两个受力观测断面，在锚杆和锚索上分别安装测力计进行观测，观测结果如图9所示。每个观测断面内垂直巷道断面各布置4个测力锚杆，分别安装在顶板和两帮，锚索各3个，安装在顶板。观测期间的断面采用超前导硐和刷帮交替施工作业，实现大断面切眼一次成巷工艺。顶部锚杆初始轴力为40 kN,安装后稳定在40 kN,顶部锚索的初始轴力为110 kN,安装后锚索轴力稳定在110 kN。安装后左帮锚杆轴力从42 kN增加到46 kN。导硐和刷帮交替施工工艺在切眼迎头的围岩应力随着超前导硐有所变化，但切眼迎头后方的围岩应力环境相对稳定。

图9 锚杆锚索轴力监测   

4、结论

(1)相似模拟试验结果表明，在扩帮时应变片数据产生快速增长，说明产生了二次扰动，造成顶板围岩应力持续增大，不利于围岩控制。

(2)交替开挖切眼帮部围岩应力不断变化，切眼帮部的浅部拉应力大于深部的拉应力；随着时间增加，围岩的应力也不断变化，从切眼的相似材料表面看，巷帮没有出现裂隙。

(3)超前导硐(宽度×深度=3.6 m×1.6 m)和刷帮交替施工作业，顶板锚索轴力和锚杆轴力相对稳定；左帮锚杆轴力随着时间延长会小幅增加，最终趋于稳定。通过交替掘进与锚带网索支护相结合的成巷方式，很好地控制了大断面切眼围岩变形情况。

参考文献:

[1]吴昕.采空区下综采工作面开切眼一次成巷支护技术[J].煤炭科学技术,2015,43(9):139-143.

[2]魏世义.深井破碎顶板大断面开切眼支护参数优化研究[J].煤炭科学技术,2013,41(4):28-31+35.

[3]安伯义.深井厚煤层综放大跨度开切眼快速施工及支护技术[J].煤炭科学技术,2012,40(6):12-14+18.

[4]连璞,杨慧瑶.大断面煤巷围岩支护技术[J].煤炭技术,2023,42(2):58-60.

[5]梅青臣,张振全.大断面煤巷变形破坏规律及稳定支护[J].煤炭技术,2023,42(3):107-110.

[6]王栋栋,张盈.大断面巷道非均匀变形规律及稳定性控制[J].煤炭技术,2023,42(2):54-57.

[7]郭金刚,李耀晖,石松豪,等.厚硬基本顶切顶卸压成巷及围岩控制技术[J].煤炭学报,2021,46(9):2853-2864.

[8]刘平,贾江伟,刘伟.基于连采施工工艺大断面切眼一次成巷技术[J].煤矿安全,2013,44(3):89-92.

[9]李绍海,邢旭东,郑祥奇.复杂复合顶板大断面切眼一次成巷技术研究[J].煤炭技术,2021,40(9):15-18.

[10]李桂臣,杨森,孙元田,等.复杂条件下巷道围岩控制技术研究进展[J].煤炭科学技术,2022,50(6):29-45.

[11]马新世,弓培林,李超.深部大断面巷道围岩注浆加固技术研究与应用[J].矿业安全与环保,2021,48(3):62-67.

[12]吕情绪,董俊亮,柴敬.分层开采采空区下大断面切眼支护[J].科学技术与工程,2021,21(20):8395-8402.

[13]魏斌.大断面开切眼迈步掘进一次成巷工艺技术研究[J].煤炭工程,2022,54(7):26-30.

[14]刘帅,杨科,唐春安.深井软岩下山巷道群非对称破坏机理与控制研究[J].采矿与安全工程学报,2019,36(3):455-464.

[15]姚强岭,李英虎,夏泽,等.基于有效锚固层厚度的煤系巷道顶板叠加梁支护理论及应用[J].煤炭学报,2022,47(2):672-682.

基金资助:国家自然科学基金项目(51774008,51974007,51874002);安徽省高校自然科学研究重点项目(2022AH052928);安徽省自然科学基金项目(KJ2018A0715);

文章来源:陈子贤,刘增辉,孙梦迪等.基于大断面切眼交替掘进巷道围岩控制研究[J].矿业研究与开发,2023,43(10):87-92.