特厚煤層巷道快速掘進與支護技術應用

李國鑫

（大同煤礦集團有限責任公司，山西 大同 037000）

1 工程概況

山西大同煤礦集團馬道頭煤礦8404 工作面為北四盤區的首采工作面，工作面開采3#-5#合并煤層。3#煤層平均厚度6.4 m，5#煤層厚度15.92 m，合并煤層平均厚度22.32 m。煤層平均傾角5°，煤層平均含有3 層夾矸，夾矸層厚度為1.35 m，夾矸的主要巖性為泥巖。煤層頂板巖層為泥巖和中細砂巖，底板巖層為泥巖和細砂巖。采用一次采全高綜采放頂煤開采。2404 皮帶順槽主要為8404 工作面提供運輸、行人和進風等服務。2404 皮帶順槽沿3#-5#煤層底板掘進，掘進寬5.5 m，高3.6 m，巷道長度為4 175 m，埋深約300 m。為緩解采掘接續緊張，需要提高巷道的掘進速度，采用MB670 掘錨一體機進行2404 皮帶順槽的掘進作業。

2 巷道圍巖控制方案

2.1 支護參數的選取原則

根據2404 皮帶順槽圍巖的具體地質條件可知，3#-5#合并煤層較為松軟破碎，圍巖的整體性相對較差，需要較大的支護阻力，采用高強高預應力錨桿支護技術［1-2］。為充分發揮錨桿支護效果，現具體討論錨桿預應力、錨桿錨固方式和鋼帶的支護效果。采用FLAC3D數值模擬軟件建立數值模型，固定模型底邊及側邊位移，在模型頂部施加等效自重載荷，在初始地應力平衡后，分別進行錨桿預應力、錨固方式和鋼帶作用的模擬分析。

（1）錨桿預應力：合理的錨桿預應力能夠充分保障錨桿的支護效果； 當錨桿的預應力過低時，此時在錨桿周圍巖體內形成的壓應力區域過低，錨桿與錨桿間預應力的傳遞不能形成有效的整體；錨桿在高預應力下，其形成的壓應力擴散區域較廣，能夠覆蓋住錨桿支護區域的頂板，進而充分發揮出錨桿的主動支護效果（見圖1）；根據相關研究表明［3］，合理的錨桿預緊力一般為錨桿桿體屈服強度的30%～50%。

圖1 不同錨桿預應力形成的附加應力場分布［4］

（2）錨固方式：通過數值模擬［5］得出錨桿在采用端部錨固、加長錨固和全長錨固三種方式下附加應力場的分布規律見圖2。分析圖2 可知，錨桿采用端部錨固時，錨桿錨固端和托盤端預應力的作用范圍較大，但錨桿中部區域的壓應力擴散范圍較小；當錨桿采用加長錨固方式時，錨桿在全長上壓應力的分布相對較為均勻，預應力的擴散范圍相對縮小；錨桿采用全長錨固時，預應力的擴散范圍進一步縮小，預應力在圍巖內形成類似“高腳杯”形的壓應力分布區。針對相對松軟的頂板區域，采用加長錨固或全長錨固，通過施加較高的預應力能夠有效實現預應力的擴散，實現錨桿對頂板巖層的主控控制。

圖2 不同錨固方式錨桿的附加應力場分布［6］

（3）鋼帶的作用：為分析錨桿支護體系中鋼帶的作用，現采用數值模擬的方式分別進行錨桿支護采用鋼帶和不采用鋼帶時的模擬分析，根據數值模擬結果［7］得出附加應力場分布云圖見圖3。分析圖3能夠得出，錨桿支護在無鋼帶時，錨桿的中部和尾部形成的壓應力區域彼此相互獨立，預應力的擴散范圍相對較小；當錨桿支護中采用鋼帶時，此時錨桿在沿著鋼帶長度方向上的壓力擴散區域明顯出現增大，壓應力在巖層中呈現出橢圓形分布，且不同錨桿之間形成的壓應力之間能夠相互連接。

基于上述分析可知，錨桿支護體系中采用鋼帶能夠保障錨桿預應力的有效擴散，提升錨桿的主動支護，改善錨桿的支護效果，有效實現對圍巖的主動控制。

圖3 有無鋼帶錨桿預應力形成的附加應力場分布［7］

2.2 支護方案設計

基于上述分析，結合巷道的具體地質條件，確定巷道采用高強高預應力錨桿支護技術，具體支護方案如下：

（1）頂板支護：錨桿采用Φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，排距1 000 mm，頂板中間兩根錨桿間距1 100 mm，其余錨桿間距950 mm，均垂直頂板布置；采用樹脂加長錨固，錨桿預緊扭矩為300 N·m。錨索采用Φ17.8 mm×6 300 mm的1×7 股高強度低松弛預應力鋼絞線，間距×排距=2 000 mm×2 000 mm，同樣采用加長錨固，錨索均垂直頂板打設，設置預緊力為200 kN。

頂板采用Φ6 mm鋼筋編織的鋼筋網護頂，網孔規格100 mm×100 mm，網片規格為3 200 mm×1 200 mm，同時采用長×寬×厚度=450 mm×280 mm×4 mm的W鋼帶保障錨桿索預應力的有效擴散。

（2）兩幫支護：錨桿的各項規格參數均同頂板，間排距為1 000 mm×1 000 mm，幫部錨桿均垂直于幫部布置；預緊扭矩同樣為300 N·m，采用菱形金屬網（8#鐵絲）進行護幫，網片規格為3 600 mm×1 200 mm，網孔規格50 mm×50 mm，幫部同樣采用W鋼護板，型號同頂板。

具體2404 皮帶順槽的支護方案見圖4。

圖4 2404 皮帶順槽支護方案

3 快速掘進施工工藝

3.1 掘錨機截割方式及進刀路線

掘錨機施工工藝在巷道掘進時最小空頂距約為1.8 m，控頂距較大，由于3#-5#合并煤層較為破碎，掘錨機掘進過程中雖有臨時前探梁支護，但仍可能存在漏頂現象，這會嚴重影響快速掘進和施工安全。現設計在進行錨桿支護的同時，在煤壁中部插入滾筒割煤，以降低空頂距，防止頂板出現漏頂情況。具體掘錨機割煤支護工序見圖5。

圖5 巷道掘進割煤支護工藝

3.2 掘錨機支護系統設計

根據MB670 掘錨一體機的技術參數可知，該掘進期固定循環進尺是1 m，結合上述2404 皮帶順槽的支護方案可知錨桿間的排距同樣為1 m，然而掘錨機上錨桿機能夠提供的頂、幫錨桿機間距是1.3 m，因此在進行頂、幫支護時，不可能一次性達成一排。為了使頂部和幫部錨桿最終能夠達成一排，需要在實際作業時，連續2 個循環進尺，且不進行幫部支護，也就是說，頂錨桿已領先幫錨桿2 m，在此情況下，機組后退700 mm，然后進行幫錨桿支護，如此便能使得頂部和幫部錨桿同在一排，或者掘進2 個循環進尺之后不退機組，使得頂板錨桿與幫部錨桿不再同一排。

現根據2404 皮帶順槽的地質條件，采用FLAC3D軟件模擬頂、幫錨桿對齊成排、頂部錨桿領先幫部錨桿300 mm兩種情況下的巷道支護應力狀態，建立數值模型長×寬×高=200 m×100 m×50 m；固定模型底邊及側邊位移，在模型頂部設置上覆巖層等效荷載7.5 MPa，模型中各巖層參數依據工作面圍巖力學測試結果選取，具體各項參數見表1。在模型自重載荷平衡后進行巷道開挖及不同方式的支護作業。

表1 3#-5#煤層頂底板巖層物理力學參數

內摩擦角/°砂質泥巖2 7420.16203.61.130巖性密度/（kg/m3）泊松比彈性模量/GPa粘聚力/MPa抗拉強度/MPa 3#-5#煤1 4000.30101.90.617泥巖2 4000.20153.21.919砂質泥巖2 7420.16203.61.130

根據數值模擬結果能夠得出不同錨桿布置形式下的應力云圖見圖6。

圖6 錨桿布置應力云圖

通過對圖6 中（a）、（b）對比，發現以上兩種支護方式下的支護應力狀態基本相差不大，錨桿對齊時，其所受的最大主應力約為0.035 5 MPa，頂部錨桿領先幫部錨桿300 mm時，其所受的最大主應力則為0.034 4 MPa，略小于前者。究其原因，主要是對齊狀態下，頂部錨桿和幫部錨桿所受的壓應力在同一平面上，應力相對集中，在疊加效果下形成的主應力略微增大。

通過以上分析可知，采用連續作業2 個循環進尺不退機組支護方案時，雖然頂部錨桿領先幫部錨桿300 mm，但是其支護應力場與頂幫錨桿對齊的支護應力場基本一致。而且根據實際統計，假如作業2 個循環進尺之后不退機組，這樣便能節省9 min，雖然頂部和幫部錨桿不能達成一排，但頂部支護之后，緊接著進行幫部支護，仍能夠阻止片幫冒落。

3.3 效果分析

在2404 順槽掘錨一體機掘進作業時，通過長期對掘進進度進行統計分析，能夠得出巷道采用上述快速掘進工藝后，每天的掘進進尺由以前的18 m變成23 m；最大單班進尺數為12 m，最大日進尺23 m/d。掘進正常進行時完成一個循環的作業時間為45 min，包括7.8 min的割煤時間以及37.2 min的支護時間。最大月進尺508 m，效率提高0.14 m/工，循環周期降低35 min，掘進效率大幅提高。

另外在巷道掘進期間，分別在滯后掘進頭10 m、20 m和30 m的位置處布置巷道表面位移監測站，根據監測結果得出圍巖變形見圖7。

分析圖7 可知，巷道在現有支護方案下掘出60 d后，巷道頂底板及兩幫變形量基本達到穩定狀態。其中1#～3#測站中最大頂底板和兩幫移近量分別為120 mm和69 mm，圍巖變形量相對較小，支護方案保障了圍巖的穩定。

4 結語

根據2404 皮帶順槽的地質條件，通過分析各項支護參數的選擇原則，進行巷道圍巖控制方案的設計，并結合MB670 掘錨一體機的特征，設計掘錨機割煤支護工序和割煤作業方式，確定掘錨機支護系統采用2 個循環進尺不退機組的頂幫不成排支護工藝。實際應用效果表明，調整后的掘錨工藝巷道掘進速度能夠得到較大幅度的提升。