快速掘進煤巷支護關鍵參數優化與應用

高樹強，付玉平

（1.山西中陽榮欣焦化有限公司，山西 呂梁 033400；2.太原科技大學安全與應急管理工程學院，山西 太原 030024）

隨著科技水平的不斷發展，適用于煤炭領域的機械設備不斷更新換代，由此引起的回采速度的加快在提高礦井年產量的同時，也加劇了采掘工作面接替緊張的局面。相比于回采工作面來說，掘進工作面施工工序多、難度大、進尺較慢，其中圍巖支護是影響掘進工作面進度的最主要因素[1]?？紤]到巷道掘進過程中往往伴隨著地質條件的不斷改變，作用于巷道圍巖的應力條件也將隨之變化，因此，明確巷道快速掘進中支護參數并能依據支護效果進行動態優化是實現巷道科學、有效支護的關鍵。

近年來，眾多學者圍繞巷道快速掘進過程中的支護工藝展開了大量研究。高振軍以厚煤層快速掘進過程中控制層為研究對象，提出了以層位控制為中心的三圖雙預測技術并準確預測了煤層產狀及厚度變化特征，以此為基礎確定了最適用于該巷道的支護方法[2]。馬長樂研究分析了余吾煤業礦井大斷面煤巷快速掘進施工工藝，并指明平行作業過程中的時間分配不合理以及支護工序是導致巷道掘進速率緩慢的關鍵因素，結合該礦井實際狀況提出對掘進班組施工工藝及掘進頭臨時支護方式進行了相應優化，進而實現了大斷面煤巷掘進速度提升的目的[3]。王本林綜合分析了當今階段掘進工作面前置、后置支護兩種支護工藝的制約因素，并綜合二者優勢提出了以雙錨掘進為核心的快速掘巷交叉支護工藝，為快速掘巷過程中頂板支護方法提供了一種新的思路[4]。叢利結合葫蘆素煤礦地質條件以及“錨- 網- 索”聯合支護形式在該礦應用效果后發現該支護方法是影響掘巷進度的主要問題，并提出將原支護方法轉變為高預緊長錨固的柔性支護形式，從簡化工序的角度提高了巷道掘進速度，并且提高了支護效率[5]。以上研究成果其共同之處在于學者主要針對不同巷道快速掘進中的支護工藝、支護工序以及作業形式等角度進行了變更，以此完成了巷道掘進速度的提升。韓龍以布爾臺礦為研究對象，分析了巷道地質參數及其對支護方案穩定性的影響規律，利用FLAC 軟件模擬研究了支護間隔期對圍巖穩定性的影響，并依據研究結果對該礦原有支護方案進行了優化，從而大幅度提高了巷道掘進速度[6]。楊磊通過對巷道支護形式進行相應優化，使得圍巖變形量在開挖10 天左右達到穩定狀態[7]。喬康康通過對回風平巷圍巖大變形機理進行分析，確定了“錨索+ 恒阻大變形錨桿+ 鋼帶梁+ 底部注漿錨桿”優化方案使圍巖變形量得到了控制[8]。由此可見，在巷道支護形式確定的基礎上，通過對支護參數進行相應優化不僅可以改善支護效果，同時可實現提高掘進速度的目的。

基于上述原因，本文以山西中陽榮欣焦化有限公司高家莊煤礦3 號煤工作面回風巷為研究對象，結合該巷道地質特征及圍巖條件，在現有支護形式不變的基礎上，利用FALC3D軟件通過對支護參數進行了優化并對比分析了兩種方案支護效果。該研究成果可為巷道快速掘進工藝實施中頂板支護方案的確定提供依據。

1 工程概況

1.1 地質條件

山西中陽榮欣焦化有限公司高家莊煤礦3 號煤515 水平二盤區3205 軌道順槽地面標高為+1 070 ～+1 142 m，掘進工作面頂板標高為+546～+627.5 m。該巷道掘進前煤體未受到采動影響，掘進位置四周均為煤體。煤層厚度1.0～1.9 m，平均1.6 m，煤層不含夾矸，結構簡單；直接頂大部分為泥巖或砂質泥巖，自上而下依次為泥巖、砂質泥巖和砂巖；直接底為泥質粉砂巖f=1.5～1.7，向下為砂質泥巖、鋁質泥巖和碳質泥巖，各巖層物理力學參數如表1 所示。巷道掘進期間預計絕對瓦斯涌出量1.5 m3/min，經鑒定，3 號煤層無煤與瓦斯突出危險性。煤層自燃傾向性等級為Ⅱ類，屬自燃煤層。煤塵無爆炸危險性。煤層走向平均75°～130°，傾向165°～220°，傾角0°～9°，平均4°。3205 軌道順槽為矩形斷面，凈寬4.8 m，凈高3.1 m，凈斷面積14.88 m2。按照+3‰坡度、方位45°沿3 號煤層頂板施工。

1.2 原支護參數

依據3205 軌道順槽地質條件，巷道支護采用錨桿+錨索+鋼筋網+槽鋼鋼帶聯合支護。其中：頂錨桿采用φ20 mm×2 500 mm 左旋高強金屬錨桿，間排距為900 mm×1 000 mm；錨索采用φ17.8 mm×5 200 mm 鋼絞線，一排鋼帶兩側和中間眼內布置錨索，另兩個眼布置錨桿；下一排鋼帶中間眼內布置錨桿，另四個眼布置錨索，兩種支護形式交替進行。幫錨桿是φ20 mm×2 000 mm 錨桿，間排距為900 mm×1 000 mm，每3 m 打兩排幫錨索代替上、中排幫錨桿，幫錨索規格為φ17.8 mm×3 500 mm。該支護方案基本滿足巷道支護安全要求，但現場由于錨索較多，使得支護作業耗費時間長，導致施工進度緩慢（月掘進度為92 m，計劃月進度為115 m）,經調查發現支護環節是限制巷道快速掘進進度的主要因素。為此，需對3205 巷道原支護方案進行優化，從而達到最優支護效果。

2 數值模擬

2.1 模型建立

由于煤巷掘進過程中地質條件處于動態變化中，巷道支護設計也需依據支護效果、施工環境進行動態優化。為模擬分析巷道快速掘進過程中支護參數優化前后的圍巖控制效果，采用有限差分軟件FLAC3D對比分析支護方案優化前后的支護效果。結合3205 巷道所受地應力條件，為反映巷道掘進過程中圍巖塑性區及變形量分布特征，數值模型上部邊界條件設置為均布載荷q=12 MPa（埋深500 m左右）；前后左右四方向設置為法向約束；底部為法向與切向約束，如圖1（a）所示?？紤]到軌道順槽寬度為4.8 m，高度為3.1 m，為保證模擬計算的準確性并兼顧計算時間因素，模型尺寸長×寬×高=30 m×30 m×30 m。由于各巖層力學特性差異較大，網格同樣采取按區劃分的方法，如圖1（b）所示。在模型計算過程中，頂底板及兩幫3 m 范圍內采用應變軟化模型計算，深部煤巖體則采用摩爾庫侖準則計算。

圖1 邊界條件及網格剖分

2.2 優化方案

采用工程類比法設計的3205 軌道順槽支護方案并非最優方案，因此，本文利用FLAC3D軟件模擬分析了巷道快速掘進中支護方案優化前后圍巖控制效果。優化后所做支護參數調整如下：

（1）頂板錨桿、錨索所選規格及間排距均不變，但其布置形式和參數改為： 一排鋼帶兩側眼內布置錨索，其余三個眼內布置錨桿，下一排鋼帶兩側和中間眼內布置錨桿，其余兩個眼布置錨索，兩種支護形式交替進行；頂板角部錨桿（索）向外傾斜15°，其余錨桿（索）均垂直于頂板。

（2） 幫錨桿規格改為φ18 mm×2 400 mm，幫錨索不變，錨桿（索）間排距不變，每排布置3 根錨桿，兩幫間隔兩排中部錨索由錨桿代替。

原支護方案及優化后方案對比如圖2 所示。

圖2 支護方案優化前后對比

3 模擬結果分析

為對比分析巷道快速掘進中兩種支護方案對圍巖變形控制效果，模擬工況為巷道全斷面一次成巷，一掘一錨，開掘進尺為1 m 共分16 次掘進完成，成巷長度為16 m；觀測斷面設在進深1.5 m處。

巷道支護方案優化前后圍巖內塑性區分布特征圖像如圖3 所示。由圖3 可以發現在巷道所受應力條件不變的條件下，通過更改錨桿與錨索的布置形式對巷道圍巖內部塑性區的分布影響不大。這是因為巷道開挖所造成的應力重新分布是造成圍巖破壞的主要原因，在保證支護強度前提下錨桿（索）的分布差異對限制塑性區的擴展影響效果有限。

圖3 優化前后塑性區分布特征

3205 掘進工作面支護方案優化前后巷道圍巖變形云圖如圖4 所示，由圖可知，頂板錨桿與錨索布置形式更改以及兩幫錨桿規格的變更前后巷道圍巖變形差異主要有以下作用：

圖4 優化前后圍巖變形云圖

①優化支護方案頂板最大變形量相比原支護方案有所增加，表2 可知，頂板下沉量增幅約0.038%，在可接受范圍內，但其沉降區影響范圍要小于原方案。

表2 巷道圍巖最大變形量（單位/cm）

②兩幫錨桿規格、錨桿（索）布置方式優化后，可有效控制巷道兩幫及底板最大變形量。由表2可知，優化后的支護方案左右兩幫、底板最大變形量分別下降了7.65%、5.73%和2.75%。

經上述分析可知，采用優化后的支護方案可以使巷道兩幫以及底板變形量減小，從而獲得更好的支護效果；同時，由于實際操作中錨桿相比于錨索其施工速度以及工人勞動強度更小，從而可間接減小錨固作業時間，提升掘巷速度。

4 應用效果

由于優化前后支護方案對頂板變形影響不大，為驗證優化后巷道支護方案的圍巖控制效果，采用十字布點法對巷道兩幫變形量進行了監測。兩種支護方案自巷道開挖同一時期的兩幫累計變形量隨時間變化曲線如圖5 所示。

圖5 優化前后巷道兩幫變形量曲線

由圖5 所示監測數據可知，在巷道開挖后30 天內兩種支護方案兩幫變形量均出現急劇增加的現象；當開挖50 天后，采用優化后的支護方案兩幫變形幾乎進入了穩定段，隨著時間增加兩幫變形量維持在37 mm 左右，而優化前的支護方案則是在60 天左右方進入穩定階段，此時最大變形量為41 mm。由此可見，通過對原支護方案進行優化，可有效控制兩幫變形量，并使巷道變形快速進入穩定變形階段，有利于巷道圍巖控制。

5 結論

為解決高家莊煤礦3205 軌道順槽快速掘進過程中因支護方案所造成的掘進效率低的問題，采用數值模擬的方法對比分析了優化前后兩種方案支護效果，并采用現場監測的方法驗證了優化后方案的可行性，結果表明：

1）優化后的支護方案對圍巖變形量有更好的控制效果，其中，兩幫變形量下降了5.73%～7.65%，底板最大變形量下降了2.75%。

2）在保證支護效果的前提下，通過更改錨桿（索）布置形式、鉆孔角度以及以錨桿替代錨索的方法，可有效減少支護環節的施工作業時間，從而提高掘進效率。