大断面煤巷快速掘进支护参数优化

赵平平 赵象卓 刘 琦 卢建平 王浩浩3

（1.陕西延长石油矿业有限责任公司；2.陕西延长石油巴拉素煤业有限公司）

随着国内经济的迅速发展，能源的需求量逐年递增，而煤炭资源在能源结构中占有举足轻重的地位［1］。在煤炭资源的开采中，离不开巷道的掘进，掘进的效率直接影响到矿井的产煤量［2-3］。目前国内掘进工艺主要包括传统的钻爆法、综掘、连采及掘锚一体机整体掘进，其中钻爆法工序复杂、效率低、安全性不高，综掘工艺适应性强但掘进效率仍较低，连采法对煤矿地质条件要求较高。相比较而言，采用掘锚一体机操作简单且安全高效。在巷道掘进中，掘支是相辅相成的，在支护技术方面，锚网索支护技术在煤矿安全开采中大量采用，在合理布置的基础上，能有效保证矿井巷道的安全稳定［4-5］。

在大断面巷道的支护优化研究中，赵象卓等［6-7］曾在新疆乌东煤矿及宽沟煤矿提出巷道正帮侧采用玻璃钢锚杆支护代替了螺纹钢锚杆的方案，避免了在回采中采煤机截齿与铁质锚杆摩擦产生火花。孙小岩等［8］在大断面托顶煤巷道的支护研究中，根据顶煤破坏特征运用了“全断面控型易损部位强化控制技术”。张杰等［9］在大断面巷道围岩非均匀变形的支护研究中，采取了不同围岩条件的补强支护方案。在大断面巷道掘锚一体机快速掘进中，陈宇等［10］基于掘锚护一体机连续、快速掘进等特点，设计出了适应快速掘进的支护方案。

目前国内外学者在不同地质条件下的巷道支护方面已取得了大量成果，但其大多是针对地质条件加强支护，在条件较好的矿井为节省成本和提高掘进效率方面的支护优化研究较少。为提高巴拉素煤矿2102工作面辅运顺槽掘支效率和降低支护成本，结合现有研究成果，在原设计支护基础上对巷道掘进中支护关键参数展开优化研究。

1 工程背景

1.1 大断面煤巷概况

巴拉素煤矿首采面2102辅运顺槽设计长度为6 441 m，所开采的2号煤层厚2.2～3.5 m，平均为3.2 m。直接顶岩性呈泥岩或砂质泥岩，厚1.0～3.5 m，直接底岩性与直接顶相同，厚1～3 m，2102工作面地质综合柱状图如图1所示。

1.2 现支护方式

巴拉素煤矿2102工作面辅运顺槽掘进采用山特维克MB670-1型掘锚一体机。2102工作面辅助运输巷为矩形巷道，宽5.6 m，高3.85 m，支护形式为顶锚杆8根，矩形布置，断面中部2根间距为1 000 mm，两边的2根间距为500 mm，其他间距为800 mm，排距为1 000 mm，距帮部200 mm打设第一根。帮锚杆4根，矩形布置，间距800 mm，排距1 000 mm，距顶板550 mm打设第一根。顶锚索3根，矩形布置，间距1 600 mm，排距2 000 mm，沿巷道中线对称布置。根据巷道掘进情况及支护方式，在保证巷道稳定、安全的前提下，现支护方式不仅成本高，而且制约了掘支效率。

2 支护方案优化

2.1 锚杆长度

根据巴拉素煤矿现场生产地质条件，运用FLAC3D数值模拟软件分析锚杆长度、间排距不同支护因素对巷道表面位移的影响，结果见表1。

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设定两帮锚杆间排距一定，螺纹钢锚杆直径为22 mm、玻璃钢锚杆直径为27 mm，分别模拟不同长度锚杆对巷道围岩变形量的影响规律。

两帮锚杆在不同长度下对巷道围岩变形量的影响如图2所示。

从图2可看出，巷道移近量、累计变形量与帮锚杆长度呈负相关。锚杆长度从2 000 mm增加到2 200 mm时巷道顶底板移近量变形量变化较显著，从50.4 mm降低到29.2 mm，煤柱帮变形量从41.8 mm降低至21.2 mm。锚杆长度进一步增加至2 700 mm时，巷道围岩累计变形量变化趋势不变，不过变化幅度显著减小。结合巷道现有条件、经济效益、施工的技术因素和现场实际状况，最终确定帮部支护螺纹钢及帮玻璃钢锚杆长度均选用2 200 mm。

顶锚杆不同长度与巷道围岩变形量之间的关系如图3所示。

从图3可看出，巷道围岩累计变形量与顶锚杆长度负相关，锚杆长度由2 000 mm增加到2 500 mm时巷道围岩累计变形量变化较显著，顶底板移近量从62.8 mm降低到18.4 mm；煤柱帮变形量从49.6 mm降低到16.6 mm。锚杆长度由2 500 mm增加到2 700 mm时，巷道围岩累计变形量变化趋势不变，变化幅度显著减小。结合围岩变形量、经济效益、施工的技术因素，最终选择顶锚杆长度为2 500 mm。

2.2 锚杆间距优化

2.2.1 顶板锚杆间距

针对2102工作面辅运巷顶部支护时顶锚杆间距的选取，对不同锚杆间距情况下巷道顶锚杆垂直应力进行研究（图4），再结合现场实际情况，从而选取适宜的顶锚杆间距。

由图4可知，巷道宽度不变，锚杆垂直应力随着顶板锚杆的间距减小发生明显变化，当锚杆间距为1 100 mm时，锚杆形成的压葫芦状预应力场无法连成一片，锚杆支护无法成为一个整体支护围岩结构；当锚杆间距减小为1 000 mm时，锚杆的压葫芦状垂直应力场连为一体，形成了一个有效的支护应力场；当锚杆间距减小到900 mm时，锚杆的压葫芦状预应力场仍旧连为一体，但与1 000 mm间距的锚杆支护对比，没有明显的支护效果提升，1 000 mm锚杆间距已经满足支护需要。综上，辅运巷选取顶板锚杆间距为1 000 mm。

2102辅运巷顶锚杆间距与巷道围岩累计变形关系如图5所示。由图5可知，2102辅运巷两帮锚杆间距从900 mm逐渐增大至1 000 mm时，围岩累计变形量不明显，锚杆间距从1 000 mm增加到1 100 mm时，巷道围岩变形量显著增加，可见间距在1 000 mm处已到突变点，继续扩大锚杆间距巷道围岩累计变形量会大幅度增加。考虑围岩锚固体的承载能力和经济因素，2102辅运巷顶锚杆间距选择1 000 mm。

2.2.2 两帮锚杆间距

帮锚杆水平应力场分析如图6所示。

由图6可知，巷道高度不变，随着帮锚杆的数量增加，当帮锚杆间距为1 000 mm时，单根锚杆形成的压葫芦状压力区间不能形成完整支护结构，锚杆数量的增加，在锚杆间距为900 mm时锥形压力区相互靠近会连为一体，当帮锚杆间距减小至800 mm时，对锚杆预应力的扩散作用的提升变得不明显。综上，辅运巷选取帮部锚杆间距为900 mm较为适宜。

2102辅运巷两帮锚杆间距与巷道围岩累计变形量关系见图7。由图7可知，帮锚杆间距从700 mm增加至900 mm时，围岩累计变形量趋势较为平缓，锚杆间距从900 mm增加至1 000 mm时，巷道围岩变形量大幅增加，可见锚杆间距在900 mm处已到突变点，增大锚杆间距巷道围岩变形量会明显增加。从巷道锚固体的承载能力和稳定性考虑，巷帮锚杆间距选择900 mm较为合理。

2.3 锚杆排距优化

锚杆排距的选择与支护成本、支护效果息息相关。2102辅运巷锚杆排距与巷道围岩累计变形关系如图8所示。

由图8可知，增加锚杆排距时，巷道围岩累计变形量逐渐增加，锚杆排距由1 000 mm增加到1 200 mm时，累计变形量较为缓慢；锚杆排距由1 200 mm增加到1 400 mm时，围岩累计变形量大幅度增加，其中顶底板累计变形量增幅较大，鉴于巷道围岩稳定性。结合支护成本，本设计2102辅运巷顶板及两帮锚杆排距均为1 200 mm。

2.4 锚杆索联合支护方案

结合理论分析及数值模拟计算结果，确定2102辅运巷支护方案如图9所示。顶板支护采用φ22 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×1 200 mm，锚索采用φ21.6 mm×6 300 mm的7股钢绞线，间排距1 800 mm×2 400 mm；巷道煤柱帮选用φ22 mm×2 200 mm螺纹钢锚杆，间排距900 mm×1 200 mm；采煤帮选用φ27 mm×2 200 mm玻璃钢锚杆，间排距900 mm×1 200 mm。

3 掘支效率分析

在确定2102工作面辅运巷快速掘进支护关键参数的基础上，同原始支护条件对比巷道掘支效率。根据现场施工可知：①煤巷实际割煤1 m需要10 min；以相同的掘进效率计算可得：煤巷掘进1.2 m需要12 min，煤巷掘进1.4 m需要14 min；②基于掘锚一体机锚杆钻机配置（4部顶锚杆钻机、每帮1部钻机），可实现平行作业，支护单根锚杆需要10 min；③现场打单根8.3 m锚索需要30 min，以相同的锚杆支护效率计算可得，打单根6.3 m的锚索需要20 min，打单根3.3 m锚索需要15 min。

选取2102辅运巷为研究对象。基于巴拉素煤矿作业循环制度采用“三八”制，为对比不同支护方案下的巷道掘支效率，设定每班8 h均在掘支作业，则原始支护方案下，单班进尺为13.34 m，优化方案下为16 m，掘支效率可提高20%。

4 结 论

（1）通过模拟分析锚杆间排距及锚索布置方式对巷道围岩稳定的影响，结合掘锚一体机的支护特性，在原支护方案的基础上优化了2102辅运顺槽的支护方案，顶板支护采用φ22 mm×2 500 mm螺纹钢锚杆，间排距1 000 mm×1 200 mm，锚索采用φ21.6 mm×6 300 mm的7股钢绞线，间排距1 800 mm×2 400 mm；巷道煤柱帮选用φ22 mm×2 200 mm螺纹钢锚杆，间排距900 mm×1 200 mm；巷道采煤帮选用φ27 mm×2 200 mm玻璃钢锚杆，间排距900 mm×1 200 mm。

（2）试验表明，采用支护优化方案后两帮最大移近量为23.5 mm，顶底板移近量最大为18 mm，顶板未发生离层现象，巷道围岩安全稳定，且掘支效率提高了20%。