掘支平行作业滞后距离研究

刘 毅

(山西汾西矿业集团中兴煤业，山西 吕梁 030500)

掘支平行作业滞后距离研究

刘 毅

(山西汾西矿业集团中兴煤业，山西 吕梁 030500)

某矿8#煤层处于典型的弱胶结软岩地层中，以111082工作面皮带顺槽为工程背景，综合理论分析与数值模拟相结合的方法对弱胶结软岩巷道底臌变形机理进行了初步研究，模拟了不同二次支护距掘进面不同距离情况下顶板运移、两帮移近量，最终确定距离掘进面39 m、进行二次支护比较合适。关键词： 弱胶结；滞后支护；巷道掘进

在保证安全生产情况下增加工序平行作业是提高巷道掘进速度的有效途径。巷道掘进过程中支护工序占用的时间比例最大，因此，最大限度地增加巷道支护工序的平行作业是提高巷道掘进速度的有效途径。根据31506运输巷掘进工作面实际情况和快速掘进的要求，将永久支护作业分成初次支护和后续支护两步来完成，增加支护工序的平行作业，从而提高巷道的掘进速度。

后续锚杆支护滞后距离过短导致各工序相互影响，不利于后续支护作业的正常进行；滞后距离过长，可能导致巷道变形过大，顶板离层过大，甚至造成垮落，对安全生产造成威胁。因此，合理的后续支护滞后距离是巷道安全快速掘进的保证[1-2]。本文通过数值模拟的方法模拟了在不同滞后距离情况下巷道变形情况。

1 初次锚杆支护参数

采用滞后锚杆支护平行作业时，巷道掘进后初次锚杆支护的强度必须能够满足巷道安全需要，能够有效控制围岩初期变形破坏，抵抗巷道掘进期间的矿压显现。巷道初次支护平面图见图1。根据工作面实际情况，初步确定巷道初次支护参数如下：

图1 巷道初次支护平面图

1) 巷道开挖后，铺设顶板菱形网，进行初次支护。考虑到现场顶板条件，初次支护以锚杆为主。

2) 锚杆规格：MSGLD-335-022×2 000/2 200 mm金属全螺纹钢等强锚杆。

3) 锚固方式：树脂加长锚固。选用2根M22840或1根S28625双速树脂药卷。

4) 锚杆布置：顶板每排打设3根锚杆，顶板锚杆间排距为1 200 mm×1 200 mm。

5) 锚杆初始预紧力：锚杆预紧力控制在50 kN。

6) 护网：巷道顶板采用1 100 mm×4 100 mm菱形网支护，网片搭接长度不低于100 mm。一次循环进尺后，顶板表面必须完成全面铺网和联网工作。

7) 单个循环内布置3排锚杆，初次支护打设9根锚杆，并将锚杆预紧力拧紧至设计要求后方可进行后续作业。

2 后续支护滞后距离数值模拟

2.1 模型的建立

巷道埋深709.7 m～727.3 m,模型尺寸为长×宽×高=35 m×50 m×35 m，巷道位于模型中部，沿巷道掘进方向35 m，岩层总厚度为35 m，巷道为矩形断面，顶部为沿岩层倾向的斜面。三维模型应尽可能准确地考察巷道围岩变形和受力情况，模型中巷道附近单元格较密，远离巷道处单元划分较疏[3]。

2.2 数值模拟各方案设计

根据巷道围岩性质和现场施工条件，以后续支护滞后距离为研究对象设计了4种方案，滞后距离分别是25、30、35、40 m。图2为永久支护滞后距离各方案示意图。

图2 后续支护滞后距离模拟各方案示意图

2.3 顶板位移场分析

图3，是经过巷道中心的竖直截面，随着后续支护滞后距离的不断增加，巷道顶底板最大位移量不断增大，其最大位移量分别为42.8、43.8、44.2、44.8 mm。

由于其顶板条件较好，因而顶板变形量随滞后距离增加其位移增量并不大。图4为各方案顶板位移曲线图。由图4可知，巷道顶板在初次支护条件下，后续支护滞后距离为25、30、35、40 m时，顶板位移量差别不大。

图5和图6分别为巷道左右两帮最大位移曲线图。从图中可以看出，由于巷道初次支护只对巷道的顶板做了支护，而没有对两帮支护，因而初次支护较后续完整支护两帮变形较大；随后续支护距离的增加，巷道左右两帮的最大位移增大，左帮分别为46.77、47.20、47.50、47.61 mm，右帮分别为53.10、53.84、54.11、54.46mm，增大不明显。由于巷道顶板倾斜，巷道右帮煤壁比左帮高，位移量较左帮稍大。

3 后续锚杆支护滞后距离的确定

根据模拟结果可知，各方案巷道的位移量差别不大，位移量在巷道允许范围内。结合现场施工实际情况，考虑施工人员的安全和施工的方便，初步将后续支护作业放在桥式转载机之后进行。因此，后续支护的滞后距离应考虑掘进机长度、桥式转载机长度、掘进进尺以及施工安全距离[4-5]。

滞后距离=掘进机长度+桥式转载机长度+掘进进尺+施工安全距离=8.92+25+3.6+1.5=39.02 m。

图3 顶板位移云图

图4 各方案顶板位移曲线图

图5 各方案左帮位移曲线图

图6 各方案右帮位移曲线图

4 结论

在确定支护参数的基础上，利用数值模拟的方法模拟了巷道在不同后续支护滞后距离的情况下，巷道围岩变形情况。结合现场施工的实际情况，以安全施工为前提，在不影响后续支护作业的前提下，确定了最佳安全滞后支护距离。

[1] 常聚才,谢广祥.深井巷道围岩滞后注浆加固的合理时间[J].黑龙江科技学院学报,2011，21(9):343-346.

[2] 乔卫国,乌格梁.巷道注浆加固合理滞后时间的确定[J].岩石力学与工程学报,2003(12):324-328.

[3] 张农,王保贵,郑西贵.千米深井软岩巷道二次支护中的注浆加固效果分析[J].煤炭科学技术,2010，38(5):22-25.

[4] 孟键.岩石巷道滞后注浆加固技术的运用[J].宿州学院学报,2008，23(12):56-58.

[5] 井欢庆.受动压影响的顶板巷道底鼓机理与控制技术研究[D].淮南:安徽理工大学,2011.

Research on lag distance of parallel operation of tunneling and supporting

LIU Yi

(Zhongxing Coal Industry, Shanxi Fenxi Mining Industry Group Co., Ltd., Lvliang Shanxi 030500, China)

No. 8 coal seam in a mine has a typical weak cementation soft rock strata. Based on the engineering background of 111082 crossheading?in working face, combining the theoretical analysis and numerical simulation, deformation mechanism of weak cementation soft rock roadway floor?heave is studied, roof movement and both sides convergence are simulated under different distance from secondary supporting to the heading face. It is finally determined that 39 m drivage distance is suitable for secondary supporting.

weak cementation; lag supporting; tunneling

2017-03-17

刘 毅，男，1982年出生，2014年毕业于太原理工大学采矿专业，工程师。

10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2017.04.41

TD825

A

1004-7050(2017)04-0118-02

煤矿工程