青云煤業快速掘進煤巷分次支護技術研究

岳江偉

（山西介休義棠青云煤業有限公司，山西 介休 032000）

1 工程概況

凱嘉集團青云煤業020204 綜采工作面位于二采區，工作面內2#煤層最大厚度為2.7 m，最小厚度為2.3 m，平均厚度為2.5 m。煤層傾角10°～16°，平均13°。020204 工作面回采系統由軌道順槽、運輸順槽及切眼組成，工作面傾斜長度105 m，兩側順槽平均長度510 m，回采巷道均沿2#煤頂板掘進，其頂底板巖層具體特征詳見表1。參照已回采的020201 工作面施工經驗，順槽采用錨網索支護掘巷施工期間，錨桿（索）支護時間占比過大，占整個巷道成巷時間的 60%～70%，易造成采掘接替緊張。為進一步提高礦井煤巷快速掘進效率，以020204 軌道順槽為例進行分次支護技術的研究。

表1 工作面頂底板巖性特征

2 020204 軌道順槽支護設計

020204 軌道順槽平均埋深約200 m，矩形斷面，寬、高=5.7 m、3.8 m，采用等效圓理論進行其錨桿支護參數分析計算。巷道開挖后圍巖內塑性區發育半徑Rp可由下式推算[1]：

式中：R為巷道斷面等效半徑，取值3.43 m；P0為初始地應力，取值4.2 MPa；c為煤體內聚力，取值0.75 MPa；φ為煤層內摩擦角，取值31°。通過式（1）計算可得Rp=4.88 m，則可得到錨桿自由段長度l2=Rp-R=4.88 m-3.43 m=1.45 m。頂板錨桿錨固段長度l1=0.5 m，外露長度l3=0.05 m，則頂板錨桿長度l=l1+l2+l3=2.0 m。青云煤業現階段巷道支護所用錨桿由Ф18 mm 的圓鋼制成，因此設計020204 軌道順槽頂板錨桿規格為Ф18 mm×2400 mm。考慮現場施工方便等因素，確定頂板錨桿間排距為1.0 m。巷道兩幫的支護結合以往生產經驗進行設計，回采幫錨桿規格Ф18 mm×1600 mm，煤柱幫錨桿規格Ф16 mm×1800 mm；開采側每排2 根，位于巷道中上部，排距1.0 m；煤柱側每排3 根，排距1.0 m；巷道底板采用C15細石混凝土進行鋪底。020204 軌道順槽最終支護詳情如圖1。

圖1 020204 軌道順槽支護詳情（mm）

3 分次支護時機分析

巷道快速掘進期間進行分次支護的時機可根據圍巖的變形規律進行確定[3-4]。為掌握020204 軌道順槽圍巖變形規律，在其掘巷初期采用三角形布點法進行頂板下沉量及兩幫移近量的實測，根據監測得到的數據整理得到圍巖變形量、變形速率隨著與掘進迎頭距離的變化規律如圖2。

圖2 圍巖變形曲線

由巷道圍巖變形曲線可以看出，根據圍巖變形速率的變化主要可分為三個階段。第一階段：距迎頭0～12 m 為快速變形階段，頂板下沉最大速率可達3.7 mm/d，兩幫移近最大速率可達2.6 mm/d；第二階段：距迎頭12～40 m 為持續變形階段，該階段圍巖的變形量持續增大，但變形速率平穩下降；第三階段：距迎頭40 m 以上，表面變形速率基本減小為零，圍巖結構穩定。由此設計分次支護，第一次支護在距迎頭0～5 m 處，及時抑制頂板巖層的下沉、離層，提供可靠的掘進作業空間；第二次支護在距迎頭20～25 m，補打頂板剩余錨桿，保證巷道圍巖的整體穩定；第三次支護在距迎頭35～40 m，進行頂板錨索及幫部錨桿的施工，圍巖變形基本穩定，使巷道圍巖能夠長期維持穩定狀態。第一次支護為保障掘進安全，第二次、第三次支護已不影響巷道繼續掘進施工，可顯著提高巷道掘進速率。

4 分次支護方案設計及可行性研究

4.1 分次支護設計

青云煤業連采機割煤期間每次循環進尺2.5 m，每一循環掘進3 排錨桿，割煤完成后退停機并將前托梁緊貼頂板進行臨時支護。為保障掘進空間的安全穩定，設計首次支護為頂板中央的4 根錨桿，由外向掘進頭方向支護，支護3 排，頂板鋪設規格Ф6.5 mm×150 mm×150 mm 的鋼筋網；第二次支護在距迎頭20～25 m 范圍內進行，進行兩側肩角處頂板錨桿的施工；第三次支護在距迎頭35～40 m 范圍內進行，進行兩幫錨桿及頂板錨索的施工，錨索規格Ф17.8 mm×7000 mm，每排1 根，排距3.0 m。分次支護詳情如圖3。

圖3 分次支護方案示意圖（mm）

4.2 圍巖控制效果分析

為分析020204 軌道順槽采用分次支護方案掘進期間圍巖的穩定性，采用FLAC3D進行數值模擬研究。考慮巷道開挖的影響范圍通常為斷面等效半徑的3～5 倍，設計模型長、寬、高=100 m、50 m、40 m。煤巖層均采用黏彈性本構模型，錨桿、錨索支護材料采用線彈性材料，模型初始地應力為12.5 MPa，巷道掘進循環進尺為2.5 m。根據數值模擬結果得到在三次支護后圍巖的變形情況如圖4。隨著與迎頭距離的增大，巷道表面變形量呈增長趨勢，在距迎頭10 m 處頂板中部下沉量最大為5.85 mm、幫部水平位移最大為2.21 mm，在距迎頭30 m 處頂板中部下沉量最大為9.12 mm、幫部水平位移最大為4.20 mm，在距迎頭45 m 處頂板中部下沉量最大為12.6 mm、幫部水平位移最大為9.34 mm，巷道圍巖的變形量均在可控范圍內。綜上可知，分次支護可有效控制圍巖的變形破壞。

圖4 圍巖位移量模擬結果

5 礦壓監測及應用效果分析

020204 軌道順槽掘巷早期仍采用原有的支護工藝，在距離巷道開口處的0～100 m 范圍為試驗段1，采用傳統的掘進、支護施工，并布置三個監測點；在距開口處100～200 m 的范圍為試驗段2，采用上述分次支護作業方式，同樣布置三個監測點。監測點及試驗段設計如圖5（a），巷道表面變形曲線如圖5（b）。可以看出，采用一次支護和分次支護條件下，巷道表面圍巖變形量隨著與迎頭距離的變化規律基本一致，在與迎頭距離大于40 m 之后變形量基本不再增大。分次支護條件下，頂板下沉量均值為17.4 mm，兩幫移近量均值為8.4 mm，相對于一次支護條件下頂板、兩幫變形量分別增大2.5 mm、1.7 mm。分析可知，主要由于分次支護前期允許巷道圍巖產生一定的變形。總體而言，分次支護條件下圍巖變形量仍在合理可控范圍內。020204 軌道順槽采用原掘進支護工藝條件下，日進尺為40 m，采用分次支護方案后，日進尺為55 m，掘進速度較原工藝提高37.5%，說明分次支護可顯著提高巷道掘進速度。

圖5 綜合礦壓監測結果

6 結語

以青云煤業020204 軌道順槽掘進支護為背景進行巷道掘進、支護工藝的優化，結合其圍巖地質條件采用“等效圓”原理確定頂板錨桿規格Ф18 mm×2400 mm，布置間排距1000 mm。根據巷道圍巖變形量變化曲線，設計分次支護時機，一次支護距迎頭0～5 m、二次支護距迎頭20～25 m、三次支護距迎頭35～40 m，結合其支護方案設計分次支護方案。通過數值模擬研究表明，分次支護可有效控制圍巖變形破壞，在020204 軌道順槽設計試驗段并進行礦壓監測，分次支護條件下頂板、兩幫變形量較一次支護分別增大2.5 mm、1.7 mm，掘進速率提高37.5%，分次支護方案在保障圍巖穩定的前提下大大提高了掘進速率，可在青云煤業推廣應用。