1、綜放工作面大斷面開切眼支護技術研究及應用前 言隨著礦井產量和效率的不斷提高，要求巷道斷面越來越大，而隨著開采煤層的加深，地壓對巷道支護的要求也越來越高。尤其綜放工作面大斷面開切眼時位于煤層中施工，松軟的巖性更加增大了支護的難度。首先利用高強預應力錨桿+w鋼帶配合支護，形成組合梁；然后利用長度合適的錨索穿入穩定巖層形成懸吊梁；最后利用單體液壓支柱在大跨度切眼內部形成支柱式支護。與古老的鋼梁、木腿被動支護相比，本支護方式有效的提高了巷道支護效果，降低了巷道維護成本、減輕了工人勞動強度和二次支護。同時也改善了作業環境，保證了安全生產，為采煤工作面的快速安裝、推進，實現高產、高效，創造了良好條件。近五

2、年來，本支護方法已在濟礦集團陽城煤礦進行了全面推廣。目前1301、1303、1305、1306及1307綜放工作面開切眼均采用本方法支護，有效的控制了頂板圍巖的強烈變形、斷裂，保持了原切眼的穩定性，從而均實現了綜采工作面的安全、順利安裝，為本礦取得了顯著的技術經濟效益。一、概 況11 采區概況111位置、范圍及標高陽城煤礦位于山東省濟寧市梁山縣東南約25km，井田主體位于梁山和汶上兩縣境內。東西寬2.26.7km，南北長10.5km，面積41km2。目前采區北三采區位于井田的中深部、第6和14勘探線之間，第 8、10、12勘探線穿過本采區，屬650m水平3煤層的北翼下山采區，東至F1邊界斷層、

3、西至季莊斷層、北至三DF61斷層、南至DF38斷層。走向長（南北）3560m，傾斜寬（東西）1900m，面積約6.764km2。地面標高+39.06+39.97m；開采上限標高550m；開采下限標高1250m。 112與鄰近采區關系西部為正在開采的北一采區；北部為北五采區，南部為南二采區，北五和南二采區暫未有采掘活動；東部為F1斷層的下盤，為無煤區。按照開拓設計采區劃分，本區段位于北三采區回風下山南側，煤層底板標高位于-670-870m之間。113區內勘探鉆孔情況區內勘探鉆孔情況見表111。區內勘探鉆孔情況表 表111區內地質勘探鉆孔情況鉆孔名稱地面高程（m）終孔深（m）煤厚/底板標高（m）終

4、孔層位揭露地層封孔質量Y8-339.80709.20無三灰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 地質特征121地質構造根據

5、勘探報告資料，本采區內地質構造較復雜，煤巖層整體賦存形態為走向NE，傾向SE的單斜構造，傾角17°36°，平均22°。淺部煤層傾角小，深部煤層傾角大。三DF55斷層把本采區分成南北兩塊，南塊段靠近DF38斷層深部有一小型向斜構造。采區內四周均以二、三維物探所控制的斷層為界，西部的季莊斷層落差150250m，另由Y83鉆孔穿過，北部的三DF61斷層落差50180m,南部的DF38斷層落差50100m，東部為F1井田邊界斷層，落差1300m以上。區內復雜的地質構造嚴重地影響著采區準備巷道的布設和回采工作面的布置。預計采區內無巖漿侵入、巖溶陷落柱及古河流沖刷等特殊地質現

6、象。區內主要斷層情況見表121。區內主要斷層情況表 表121斷層名稱性質產狀（褶曲、軸面） 控制情況傾向傾角（°）落差（m）季莊斷層正NW65150250三維物探控制，可靠F1正NW701300三維物探控制，可靠三DF61正NENNE7070150三維物探控制，可靠DF38正NNEN7050100三維物探控制，Y8-3孔穿過可靠三DF60正SSE70010三維物探控制，可靠三DF55正NE704085三維物探控制，較可靠三DF56正NW轉NNE705070三維物探控制，較可靠三DF54正NNE70018三維物探控制，較差三DF53正NW70040三維物探控制，較差三DF52正SW70

7、025三維物探控制，可靠三DF51正E70015三維物探控制，較差三DF50正NEE70020三維物探控制，較差三DF120正NW7008三維物探控制，可靠三DF121正SE7006三維物探控制，可靠三DF102正SWW70030三維物探控制，可靠三DF103正SSW70010三維物探控制，可靠三DF143正NEE70040三維物探控制，可靠三DF58正NWW70020三維物探控制，可靠三DF111正E704070三維物探控制，可靠122賦存煤層（一）含煤地層北三采區含煤地層為二迭系山西組和石炭系上統太原組。山西組：含煤13層，自上而下為1煤、2煤、3煤。鉆孔揭露2層，分別是2煤和3煤，其中2

8、煤厚00.8m，為不可采薄煤層，3煤厚5.54m7.78m，為穩定的厚煤層。太原組：含煤15層，自上而下為418煤，鉆孔揭露的16煤、17煤厚度分別為1.7m和0.85m，為可采煤層；其它煤層均較薄，不可采。（二）可采煤層北三采區可采煤層為3煤層、16煤層和17煤層。3煤層厚度5.54m7.78m，平均6.87m, 全區可采，區內賦存穩定。3煤容重為1.35t/m3，普式硬度1.5。煤層結構復雜，下部含一層泥巖薄矸，厚0.27m。3煤層呈黑色，瀝清光澤玻璃光澤，由暗煤、亮煤及鏡煤組成，含少量絲炭，條帶狀，塊狀構造，參差狀斷口，性脆易碎，內生裂隙較發育，煤巖類型屬半亮型半暗型。3煤為高等陸生植物

9、生成的腐植煤類，煤層主要受深成變質作用，煤質變化較簡單。為低灰、低磷、低硫、中高發熱量的優質氣煤。可以作為良好的動力、釀造及食品工業用煤。16煤、17煤厚度分別為2.4m和1.2m，為硫分大于3%的高硫煤。123煤層頂底板巖性及煤層間距3煤層的頂板為淺灰色中細砂巖，厚4.517.1m，泥硅質膠結，夾炭質條紋、菱鐵質鮞粒，水平互層層理，局部斜層理。直接頂為深灰色泥巖，含植物葉片化石，局部含粉細砂質，厚度05.34m。底板：直接底為深灰黑灰色泥巖，含炭質，遇水變泥狀,多含植物根部化石，厚度0.271.61m。下部為灰深灰色細、粉砂巖，水平層理。3煤上距2煤、下距4煤的間距在2030m之間。16煤層

10、與上部穩定的輔助標志石灰巖（八）間距一般在55.0m左右，煤層底板一般為含有植物根化石的泥巖。17煤層頂板為石灰巖（十一），有時相變為粉砂巖，底板為粉砂巖或泥巖，具根化石。位于16煤層下部，距16煤層間距一般3.06.0m，平均4.0m，距下部十二灰間距平均27.0m。124水文地質本采區位于井田的中深部，與第四系水無水力聯系；開采3煤層時其主要充水水源為3煤頂板砂巖水，其次為底板三灰水；因區內及四周大中型斷層發育且縱橫交錯，若斷層含水或導水，加上F1邊界斷層以東地層不明，若為奧灰或寒武紀強含水層，本采區水文地質條件則復雜化。上述斷層的含導水情況均不明，特別是F1斷層東部的地層還不詳。開拓巷道

11、臨近或需穿過上述斷層時，必須事先探明斷層的含導水情況，并按規定留足斷層防水煤柱。（一）充水因素1含水層（1）第四系（Q）采區內鉆孔揭露厚度247255m，平均250.00m。依據巖性組合及含隔水特征，自上而下可分為上、中、下三組。而井田內第四系松散層中均有多層穩定的粘土隔水層，而且大都分布100m以深的中、下組內，這就有效地隔絕了地表水、大氣降水對基巖含水層的直接補給，也隔絕了第四系松散層上、中、下各組之間的水力聯系。（2）下石盒子組分界砂巖下石盒子組底部有一至二層分選性較差，灰至灰綠色中粗砂巖或含礫粗砂巖（分界砂巖），厚1.2717.50m，平均5.29m，簡易水文消耗量0.010.12 m

12、3/h，該組砂巖屬弱含水裂隙含水層。分界砂巖下距3煤層42.7392.43m，平均65.00m。開采山西組3煤層，綜采一次性全放頂時，導水裂隙帶在發展過程中部分地段最終有可能延伸到分界砂巖，但因富水性極弱，不會對煤層開采增加多少水量。（3）山西組3煤頂板砂巖對3煤層開采有影響的直接充水含水層是3煤頂板砂巖段，統計3煤層頂部80m以內的砂巖層分布，一般312層，平均6層，總厚度13.8048.10m，平均總厚度31.69m。水位標高為28.4930.52m，平均滲透系數0.0420.159m/d。山西組3煤層頂板砂巖含水性弱，有一定的動儲量，但補給較差。（4）太原組三灰在煤系地層豎直剖面上為相對

13、富水的含水巖組，其中對開采3煤有影響的是三層灰巖。三灰富水性不均一，上距3煤層43.354.3m，平均48.80m，其間含水層不發育。在正常間距下，不會對開采3煤層造成底鼓突水。本采區埋深大，三灰水水壓大，當斷層使三灰與煤層間距縮小或巖體不完整、巖石破碎強度低時，就有可能對3煤層開采造成突水。（5）奧陶系中統中厚層狀石灰巖，奧陶系灰巖是區域性強含水層，但富水性不均一。本井田奧陶系水為中等礦化度的咸水，反映了奧陶系水補給不暢，逕流滯緩的特征。2鉆孔水本采區內穿過3煤的6個地面鉆孔均用水泥砂漿封孔，封孔質量合格，工程靠近或揭露上述鉆孔時，都不會引發水害事故。3斷層水采區四鄰及區內大中型斷層發育，且

14、縱橫交錯，斷層帶內有可能含水。（二）煤層開采受水威脅程度分析1第四系水采區內第四系厚247m256m，底部最低標高-216m，而本采區開采上限標高-550m，距第四系較遠，不受其水害威脅。23煤頂板砂巖水因北三采區與北一采區以落差較大的季莊斷層為界，采區內無任何井巷工程，頂板砂巖水還未進行揭露疏放 ，仍為原始水位，故受其水害威脅較大。3三灰水若斷層使得三灰含水層與3煤對口接觸，或縮短三灰距離，且三灰富水性強，采掘過程中則有可能發生三灰突水事故。（1）掘進期間安全隔水層厚度的計算三灰水位按+30m，開采下限按-1100m，則計算如下：t安 =式中 t安 安全隔水層厚度（m）；L 巷道底板最大寬度

15、（m），取5米；r 隔水層巖石容重（t/m3），取2.5；Kp 隔水層巖石的抗張強度（t/），取10；H 隔水層底板承受的水頭壓力（t/），取1184。本采區三灰距3煤最小隔水層厚度43.32m（Y12-2孔），大于安全最小隔水層厚度計算值，正常情況下，三灰水對掘進無威脅，沿3煤層掘進時安全，但在有隱伏導水構造條件下，仍有發生底板三灰出水的可能性。（2）回采期間突水系數的計算根據公式計算如下：Ts（最大）= Ts（最小）= 式中 P水壓（MPa）； M隔水層厚度（m）； Cp開采時底板破壞深度（m）； Dg原始導高（m）。根據計算結果可知，本采區內的3煤層回采時突水系數較大（0.20.366M

16、Pa），遠大于0.10MPa/m的安全系數上限值，受底板三灰水的威脅較大，有三灰突水的可能性。（三）涌水量預測1正常涌水量根據“大井”法承壓轉無壓公式進行計算頂板砂巖涌水量：Q=1.366K(2H-M)M/lg(1+R/r0)=7760.2m3/d=323m3/h式中 K滲透系數,取0.100m/d；H承壓水底板到承壓水位的距離（m）, H=1100-650=450；M含水層厚度,取26m；R疏干降水時含水層的影響半徑,R=10HK½=10×450×0.1½=1423m；A預計開采面積2780000m2；r0=（A/）=（2780000/3.14）=94

17、0.9m；r0疏干大井的半徑；A預計開采面積。正常涌水量為頂板砂巖疏放水量及生產用水之和。預計生產用水20 m3/h；則采區正常涌水量為343 m3/h。2最大涌水量本采區開采過程中, 最大涌水量為正常涌水量和三灰導入量之和，預計揭露三灰最大涌水量50m3/h，則本采區開采過程中最大涌水量為393m3/h。二、工作面巷道布置方式21軌道順槽3301工作面上部順槽為軌道順槽, 方位為N219°16'28"E，主要用于該工作面的進風和運料。沿煤層底板布置，巷道為矩形斷面,凈寬3.8m, 凈高3.2m，斷面積12.2。軌道順槽內布置有51mm的供水防塵管路兩路和壓風管路一

18、路、108mm的注氮管路一路，并在離工作面180m的地方設移動電站，在輔助順槽聯絡巷外100-120m處設置乳化泵站等設備。22皮帶順槽3301工作面下部順槽為皮帶順槽, 方位為N219°16'28"E，沿煤層底板布置，巷道為梯形斷面,平均凈寬4.4m,凈高3.2m,斷面積14.1。主要用于該工作面的回風和運煤。23工作面切眼陽城煤礦3301綜放工作面切眼，為矩形，荒高3.2m，凈高3.0 m，荒寬7.8m，凈寬7.6m，荒斷面積24.96m2，凈斷面積22.8m2。切眼長度213m，沿3#煤層底板掘進，埋藏深度-560-620m。煤層厚度6.58.7，平均7.5。

19、煤層傾角19°25°，平均21°。煤層普氏硬度系數=1.5，中硬。煤層偽頂00.2m，平均厚度為0.1m，灰色泥巖，易脫落。老頂為砂巖，一般312層，平均6層，總厚度13.848.1m，平均總厚度31.7m。直接底板0.10.3m，平均厚度為0.2m，灰色泥巖。老底為砂巖，一般25層，平均3層，總厚度12.121.7m，平均總厚度12.5m。24聯絡巷（1）軌順聯絡斜巷：錨網索梁噴支護,直墻半圓拱斷面,凈寬3.6m, 凈高3.5m,墻高1.7m,斷面積11.2。（2）軌順聯絡平巷：錨網索梁噴支護,直墻半圓拱斷面,凈寬4.2m, 凈高3.6m,墻高1.5m,斷面積1

20、4.1。（3）輔助軌順聯絡巷：原軌順與輔助軌順之間的聯絡巷，巷道為矩形斷面,凈寬3.8m, 凈高3.2m，斷面積12.2。三、采區支護方案和原理31支護方案按照設計，3301工作面安裝時端頭支架選用ZFG7500/20/32型液壓支架，正常支架選用ZF7200/18/32型液壓支架，其主要技術參數分別如下：（1）端頭支架支架型號：ZFG7500/20/32型放頂煤液壓支架支撐高度： 20003200 mm 支架寬度： 14901660 mm支架長度： 67208750 mm工作阻力： 7500 kN支護強度： >0.8 MPa架間中心距 1600 mm端頭支架重量： 26.5T±

21、;1.5 （2）正常支架支架型號：ZF7200/18/32型放頂煤液壓支架支撐高度： 18003200 mm 支架寬度： 14101580 mm支架長度： 59807880 mm工作阻力： 7200 kN支護強度： >0.8 MPa架間中心距 1500 mm中間架重量： 20.5T±1.5由于綜放支架安裝所需斷面較寬，切眼支護比較困難。傳統的舊支護方式為鋼梁木支護，由于鋼梁長、跨度大、受力易彎曲，中間還需加點柱。這種支護方式鋼梁消耗量大，工人勞動強度高，安裝空間小，工藝復雜，速度慢，而且易倒柱、倒腿、冒頂、不安全。采用高強預應力錨桿+w鋼帶+錨索（梁）+單體液壓支柱聯合支護方法

22、具有施工速度快，支護成本低（單體液壓支柱、棚梁等支護材料安裝完綜放工作面后可全部回收），支護效果好等優點。用于綜放工作面切眼支護可提高安全系數，增大支架安裝空間，減少材料投人，加快安裝速度。32 高強預應力錨桿+w鋼帶支護技術原理巷道開掘后，通過高強預應力錨桿預緊力(初錨力)作用，頂板巖（煤）層沿錨桿方向受到擠壓，使錨桿周圍的危石塊彼此擠緊，從而在頂板圍巖內形成一個擠壓加固組合梁，支承上覆巖層的壓力。而w鋼帶的加入增大了組合梁的范圍和整體性，并使組合梁更加堅固。當錨桿有效長度未穿過直接頂巖層時，該組合梁單獨作用；當錨桿有效長度穿過直接頂錨入老頂巖層時，該組合梁懸吊于老頂并與老頂共同作用。由于該

23、組合梁直接位于巷道頂板，所以，無論是擠壓加固拱支護機理，還是懸吊支護機理，直接影響巷道礦壓顯現的主要因素之一是該組合梁本身的力學特征。組合梁力學特征的主要影響因素有：(1)組成組合梁體各巖層的抗拉強度、抗壓強度，特別是首層巖層的抗拉強度，抗壓強度。顯然，強度越高，其承載作用就越好。(2)組成組合梁體各巖層的分層厚度、節理裂隙發育程度，特別是首層巖層的厚度、節理裂隙發育程度。分層厚度越薄、節理裂隙越發育，其承載作用就越差。(3)錨固深度。錨固深度決定組合梁的幾何尺寸。錨固越深，組合梁越大。(4)初錨力及錨固距離。初錨力及錨固距離對組合梁起補強作用，初錨力越大補強作用越好。錨固距離越小補強作用越好

24、。此外，巷道兩幫及底板的力學性質，對組合梁的穩定性有一定影響，其支護機理類同于頂板。33錨索（梁）支護技術原理(1)煤巷復合頂板穩定性差,變形量大,矩形斷面支護巷道主要存在兩種破壞形式：一是沿著兩側幫上方頂板滑落,出現剪切破壞;二是巷道頂板的壓縮破壞。對于大斷面煤巷施工，第二種破壞尤為嚴重。雖然通過錨桿+w鋼帶加固可形成較為堅固的組合梁，但由于錨桿的有效錨固長度往往無法錨入老頂的穩固巖層中，隨著時間的推移，組合梁會逐漸發生破壞。而安裝錨索的目的是使錨索穿入穩定巖層形成懸吊梁，減緩組合梁的下沉及破壞；同時增大了錨固體的抗剪切滑動安全系數；錨索在水平應力作用下能產生張力,相應增大了預緊力,起到很好

25、的支撐作用。(2)當頂板巖（煤）層中存在若干分層時，錨桿、錨索的作用一方面是靠錨固力增加各層間的摩擦力，防止沿層面滑動，避免各層間出現離層現象；另一方面，錨桿、錨索桿體可增加巖（煤）層間的抗剪剛度,阻止巖（煤）層間的水平錯動。從而將巷道頂板錨固范圍內的幾個薄巖（煤）層鎖緊成一個較厚的巖（煤）層(即組合梁)。錨索施工在巷道頂板,在上方進一步形成更厚組合梁。這種組合厚巖層在上覆巖層載荷的作用下，其最大彎曲應變和應力都將大大減少，組合梁的撓度也減少；而且組合梁越厚，梁內最大應力、應變和梁的撓度也越小。(3)錨索除具有普通錨桿的懸吊作用、組合梁作用、加固拱作用、圍巖補強作用外，它對頂板深部錨固所產生的

26、懸吊作用更強，能夠以大的預緊力來減緩頂板下沉，是一種把錨索鑲入巖層深部進行預加應力的施工技術，又是一種將淺部巖體與深部巖體融為一體的支護手段，它能使圍巖發揮更大的承載作用，更加有效地承受載荷。(4)錨索梁的應用是基于以上組合梁的基礎上進一步擴大組合梁的范圍性和整體性，即將多塊的小組合梁順次的連接成一個整體，從而形成一個更大的組合梁。34單體液壓支柱支護技術原理巷道斷面越大，采用錨桿、w鋼帶、錨索（梁）聯合支護后形成的組合梁跨度就會越大，組合梁內部的應力、應變和撓度就會越大。3301切眼斷面較大，利用單體液壓支柱配合工字梁在組合梁應力、應變和撓度較大的部位形成支柱式架棚支護，承載大部分的壓力，并

27、將壓力傳入巷道底板，以減小頂板的變形破壞。四、支護參數4.1 按懸吊理論計算錨桿參數（1）錨桿長度計算L=L1L2L3式中：L-錨桿長度，m；L1-錨桿入穩定煤層的深度，一般按經驗取0.4m；L2-錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.1m；L3-錨桿有效長度，m；其中：L3=K=1.5×=2.0（m）式中：K-安全系數，一般取K=1.5；B-巷道開掘寬度，取4.0m；f-巖石堅固性系數，煤層取1.5。則：L=2.0+0.4+0.1=2.5（m）（2）錨桿株距、排距計算設株排距相等，均為a，則：a=式中：a-錨桿株排距，m；Q-錨桿設計錨固力，70kN/根；H-冒落拱高度，按經驗取1.5

28、m；r-被懸吊煤層的重力密度，取13.33kN/m3；K-安全系數，一般取K=1.5。a=1.53（m）通過以上計算可知，施工時巷道拱部選用20×2500 mm的預應力螺紋鋼錨桿，錨桿間排距為800×800mm能夠滿足設計要求；而兩幫壓力相對較小，根據經驗及現場實驗，選用20×2200 mm的預應力螺紋鋼錨桿，間排距1000×800mm也能夠滿足要求。4.2 按懸吊理論計算錨索參數（1）錨索長度計算L=L1L2L3L4L5式中：L-錨索長度，m；L1-錨索入穩定巖層的深度，一般按經驗取1.0m；L2-錨索入偽頂的深度，一般按經驗取0.3m；L3-頂板煤層

29、平均厚度，取3.5m。L4-錨索在巷道中的外露長度，一般取0.5m；L5-錨索有效長度，m；其中：L5=K=1.5×=2.0（m）式中：K-安全系數，一般取K=1.5；B-巷道開掘寬度，取4.0m；f-巖石堅固性系數，煤層取1.5。則：L=2.0+0.3+3.5+0.5+1.0=7.3（m）7.4（m）（2）錨索間距計算頂板潛在跨落高度計算：C=KrHBcos(/2) /(1000fcKc)-1×htg(45o-/2)式中：C-擠壓破碎深度； K-自然平衡角部應力集中系數，K=2.65； r-上覆巖層的容重，取1.5t/m3; H-埋藏深度，取650m; B-固定殘余支撐壓

30、力影響系數，取0.95; fc-煤層普氏系數，取1.5； -煤層傾角，=21o； h-巷道掘進高度，3.2m; Kc-煤體完整性系數，取0.92； -煤體內摩擦角，=35 o。代入以上數值可得：C=0.528m。潛在跨落高度b=(a+c)cos/ Kyfr式中：a-巷道有效高度的一半，取1.5m; Ky-頂板巖性系數，取0.4；fr-煤層普氏系數，取1.5。 代入以上數值可得：b=2.41m。 冒落范圍內巖層自重載荷為：Q=(S1×r1+ S2×r2)×D式中：S1-潛在冒落范圍在頂煤中的面積； r1-頂煤容重，r1=1.35t/ m3； S2-潛在冒落范圍在偽頂

31、中的面積； r2-偽頂容重，r2=2.4t/ m3；D-錨索間距；S1=1/2×2.17×1.98=2.15m2S2=S-S1=1/2×3.8×4.17-2.15=5.773m2Q=(S1×r1+ S2×r2)×D=(2.15×1.35+5.773×2.4) D=12.95 D考慮到n=1.5的強度儲備，則錨索的破斷載荷應滿足：P索=nQ=1.5×12.95D=19.43D=31tD=1.60m為滿足安全可靠，取錨索間距為1.6m。通過以上計算可知，所選用的錨索符合設計要求，故可以采用型號為17

32、.8×7400mm，設計破斷力為300kN的錨索，錨索間排距為1600mm。4.3 單體液壓支柱支護參數（1）計算1m長度內切眼頂板自由垮落煤層總重量P=B×H×煤式中P-1m長度內切眼頂板自由垮落煤層總重量。B-切眼掘進寬度，7.8mH-切眼頂板自由垮落煤層高度，按經驗取切眼寬度的一半，3.9m煤-煤層容重，1.38t/m3P=7.8×3.9×1.38=41.98t=419.8kN（2）計算1m長度內切眼頂板切眼總支撐力P=nP索+mP柱=4/1.6×150+2×90=555kNn-1m長度內切眼頂板布置錨索棵數，4/1.

33、6棵m-1m長度內切眼布置單體支柱棵數，2棵P索-錨索錨固力，150kNP柱-單體支柱最小支撐力，90 kN（3）校核驗算由于P 555kNP419.8kN，所以切眼采用間距1.0m，排距2.6m（切眼中心線兩邊1300mm處各布置1排）布置單體液壓支柱支護滿足要求。（4）柱鞋直徑的計算 200 =200 =229.9mm式中一鐵鞋直徑 Q底板比壓（參考鄰礦參數）Rt=Kg×Kb×Kh×Ka×R =0.99×0.95×0.9×0.95×0.95×250=190.9kN故選擇=400厚20的柱鞋滿足支護強度

34、。4.4 具體支護方案布置該巷道采用錨網索梁+W鋼帶+單體液壓支柱聯合支護做為永久支護，頂部采用20×2500 mm的錨桿，間排距為800×800 mm；幫部采用20×2200 mm的錨桿，間排距為1000×800mm。巷道頂部采用錨桿，8#鐵絲編制而成的菱形網，W鋼帶梁，錨索（梁）和單體液壓支柱聯合支護作永久支護。幫部采用錨桿和8#鐵絲編制而成的菱形網作永久支護。錨桿外用木托盤、鐵托盤配合標準螺母緊固。巷道在支護中，當圍巖穩定性較差時，錨桿間排距縮小為600×600m。錨索的布置方式為沿巷道中心向兩側縱向布置，錨索規格為17.8×7

35、400mm的鋼絞線。每相鄰2根錨索為1組用長2.0m的12#槽鋼（眼孔中心到中心距離為1600mm）連接，錨索間排距為1600×1600mm。錨索為“三花”布置，錨索梁為“交錯邁步”布置。單體液壓支柱采用DW2.8、DW3.15、DW3.5、DW4.0（以DW3.15為主）。間距為1000mm，排距為2600mm。頂部配3.0m長11#礦用工字鋼聯合支護。附：圖4.1 架棚支護示意圖五、 施工工藝及技術措施5.1 施工工藝由于切眼跨度達7.8m，故采用先開切眼導向硐室，寬度為4.0m。貫通后再擴幫3.8m至設計斷面。施工工藝流程：交接班打眼、放炮敲幫問頂鋪、連頂網上鋼帶安設前探梁出煤

36、矸打注頂錨桿鋪幫網注幫錨桿安設單體液壓支柱清理交接班。切眼擴幫工序與切眼導向硐室施工相同。5.2 技術措施(l)放炮后必須及時、快速安裝頂板錨桿、w鋼帶。減少頂板暴露時間，充分發揮圍巖的自穩能力。(2)切眼煤幫頂角錨桿，根據頂板傾斜情況向兩側偏斜250，以解決頂角應力集中。(3)錨索施工緊跟迎頭。即施工完錨桿支護后，立即按要求施工錨索，當距離足夠后給錨索上梁并緊固好。(4)施工切眼導向硐室及擴幫時，上、下兩開門口處加強支護，采用描索并排布置，間排距為1600×1600mm，并上錨索梁。(5)嚴格按煤礦工人安全技術操作規程指南及編寫的規程措施施工，錨桿孔、錨索孔的深度、角度要符合設計要求，孔要直要圓，孔壁清潔，孔徑、藥卷、錨桿（錨索）三徑匹配，攪拌和等待時間要充分。六、 技術經濟效益分析（l）提高了切眼的支護效果，減少了復雜的安裝工序，有利于支護安裝。高強預應力錨桿及錨索為主動支護，能有效加固圍巖，控制住圍巖變形，抑制頂板離層下沉，保證切眼穩定，變形量小，為綜放工作面支護安裝提供足夠空間。（2）降低了支護成本。此聯合支護與鋼梁木腿支護相比，不僅節約大量鋼梁，而且減少了坑木等材料消耗。按工字鋼復用3次計算，切眼每米支護成本約560元，采用聯合支