深井沿空巷道快速掘進及圍巖控制技術研究

孫興平 張東 張瑞

摘 要：深埋煤礦采掘銜接緊張是制約礦井安全高效生產的主要問題之一，回采巷道的快速掘進將有利于緩解這一緊張局面。以顧橋煤礦1126（1）回風巷為例，利用彈塑性理論分析了1125（1）工作面側向應力分布規律及分區破壞特征，闡明了1126（1）回風巷圍巖應力環境;利用FLAC3D數值模擬研究了掘進期間錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”等不同布置形式對巷道圍巖變形及應力分布特征的影響，通過巷道圍巖穩定性對比分析，降低巷道掘進期間支護強度，采用“2-0”錨索布置的初始支護控制掘進期巷道圍巖變形，使掘進工作面后方永久支護與掘進平行作業，從而提高了掘進效率。

關鍵詞：沿空掘巷;初始支護;快速掘進;平行作業

Abstract：The tight connection of deep mining is one of the main problems that restrict the safe and efficient production of the mine. The rapid excavation of the mining roadway will help to alleviate this tension. Taking the 1126 （1）track of Guqiao Coal Mine as an example， the lateral stress distribution law and zonal failure characteristics of 1125 （1）working face are analyzed by using the elastic-plastic theory， and the stress environment of 1126 （1）track is obtained. The deformation and stress characteristics of the surrounding rock of roadways with different arrangement of anchor cables such as 1-0， 2-0， 3-0 and 4-0 are studied by numerical simulation FLAC3D.By reducing the initial support strength during the tunnel excavation and adopting 2-0 anchor cable arrangement to control the deformation of the surrounding rock during the excavation，the permanent support behind the excavation face can be operated in parallel with the excavation，which will improve the excavation efficiency.

Key words：Gob-side entry driving; initial support; speedy drivage; simultaneous operation

隨著礦井開采深度不斷增加，采場圍巖地質條件越發復雜，大斷面、高地壓、支護工藝、掘進工序多等因素都制約著巷道快速掘進的速度，進而影響著礦井的生產接續，造成礦井的采掘銜接關系緊張[1-4]。就巷道支護而言，掘進機完成一個循環進尺后，需要對巷道圍巖進行加固，以確保巷道穩定性和施工安全，巷道圍巖支護時間占巷道施工總時間的60%～70%以上[5]。如果掘進與巷道支護無法平行作業，就會極大制約巷道掘進效率。

國內外學者對如何實現巷道快速掘進展開了廣泛研究，并取得了積極成效。文獻[6]結合中深孔鉆爆理論，選擇能同時完成打眼和裝矸工藝的機械設備提高了掘進速度;文獻[7]通過選用連采機進行雙巷快速掘進，滿足了高效集約化生產的要求;文獻[8]分析了國內外煤礦井下巷道綜掘技術、裝備的差距，指出了我國掘進機及綜掘技術的發展方向;文獻[9]通過改進支護材料、優化操作工序的手段，整體提升了掘進速度;文獻[10]提出了一種空頂距確定方法，使巷道永久支護和掘進得以同時進行，有效的提高了掘進速率。但上述方法對圍巖條件要求較高，對受側向采動影響圍巖破碎的窄煤柱沿空巷道掘進的參考價值有限。

因此，提出先在掘進工作面隨掘進完成初始支護，后補強加固形成永久支護，實現平行作業，提高巷道掘進速率。但由于巷道作業空間有限，掘進頭50m范圍內布置有綜掘機、轉載機和自移機尾，難以布置錨桿液壓鉆車作業。因此，拆分初始與永久支護作業空間，在掘進頭至皮帶自移機尾約50m范圍利用錨桿鉆機完成巷道錨桿及部分錨索的初始支護，后在膠帶輸送機段擇機補強加固形成永久支護。本文根據巷道圍巖狀態及所處應力環境，在滿足圍巖穩定性的前提下確定初始支護參數，再根據實際施工狀況維持或調整初始支護強度，平衡永久支護與掘進的時間，使永久支護與掘進作業平行，提高掘進效率。

1 采空區側向煤巖體力學狀態解析

顧橋礦1126（1）工作面平均埋深870m，主采11-2煤層，平均采厚3.1m，其中1126（1）回風巷沿1125（1）采空區邊緣布置，留設8m煤柱，巷寬6m，屬沿空巷道，如圖1所示。

沿空掘巷的關鍵是確定合理的窄煤柱寬度，不僅要提高回采率，隔離采空區，還應避免高應力支撐壓力作用，滿足煤柱承載穩定的關鍵要求[11-13]。但隨著煤層開采深度的不斷增加，必須增加煤柱寬度以確保采空區的有效隔離，這就與避免高應力相矛盾，可能使得沿空巷道位于應力增高區，因此必須明確沿空巷道圍巖應力分布特征，以指導支護參數設計，在保證工程安全施工的前提下降低支護成本。結合以往對采空區周圍巖體的承載力學研究，采空區側向煤巖體受采動應力影響，致使側向煤巖體發生變形破壞，形成松散破碎區、塑性變形區和彈性區[14-16]，如圖2所示。

采空區邊緣沿空煤巖體處于二向應力狀態，應力集中導致邊緣沿空煤巖體發生嚴重破壞，形成破壞裂隙發育嚴重的松散破碎區，該區域的圍巖承載能力極弱且不足以承載其內部所布置的工程巖體結構穩定。繼松散破壞區內部邊界向深部延伸，煤巖體盡管已發生裂隙破壞，從覆巖承載結構的大范圍來看，該區域圍巖已經發展成屈服破壞的塑性變形區，塑性區煤巖體尚保持著三向應力狀態，具有一定的承載能力，因此，該區域巖體能維持巷道等小規模工程巖體結構的圍巖穩定。自塑性變形區向深部延伸為未破壞的煤巖體彈性區，圍巖應力在彈塑性分界線達到最大，并隨著深入煤巖體而收斂于原巖應力水平。

破碎區、塑性區和彈性區煤巖體受力如圖3所示，取沿空煤巖體的微元作為研究對象進行受力分析，如圖3（b）所示，煤巖體主要受到上覆巖層轉遞的垂直載荷σy、水平應力σx、側向邊緣的水平阻力Pi和上下邊界錯動產生的切應力τ作用，由此，建立微元體的受力平衡方程

根據1126（1）回風巷具體工程條件：煤厚3.0m，煤巖體上下邊界錯動摩擦阻力系數為0.2， 煤巖體邊界的水平阻力為0MPa， 破碎區煤巖體粘聚力0.22MPa， 煤巖體內摩擦角28°、內聚力3.6MPa，煤巖體軟化模量60MPa，塑性區煤巖體的頂底板變形閉合角6.4°，采動影響條件下側向沿空煤巖體垂直應力集中系數2.3，原巖應力24 MPa。將以上參數代入窄煤柱沿空掘巷的煤柱寬度留設條件方程，解得破碎區深度

結合公式（5）～（7），可繪制采空區側向煤巖體應力分布特征，如圖4所示。由圖4可知，采空區側向煤巖體的垂直應力隨著深入煤巖體，松散破碎區和塑性變形區范圍增加，塑性變形區的增加速率遠大于松散破碎區的;垂直應力在彈塑性交界處達到峰值點，并隨著深入彈性區而逐漸降低區域內呈增加態勢，其中在塑性變形收斂于原巖應力。水平應力隨著深入煤巖體在全區內增速最快，在彈性區內逐漸收斂于原巖應力。煤巖體側向應力系數整體上呈上升趨勢，僅在塑性變形區小幅波動。

根據上述計算結果可知，沿空巷道掘進前，采動應力峰值剛好位于巷道處，偏向煤柱一側，因此考慮采用非對稱支護方式，加強煤柱側支護。

2 巷道圍巖支護參數的確定

2.1 巷道永久支護設計

1126（1）工作面回風巷設計巷道斷面凈寬×凈高=6.0m×3.8m，根據采空區側向煤巖體圍巖應力分布特征，采用非對稱支護方案，加強煤柱側支護，設計沿空巷道永久支護方案如下

①巷道頂板：采用7根左旋螺紋鋼錨桿加M5型鋼帶、10#菱形金屬網聯合支護，錨桿規格為22mm×2 800mm，錨桿間排距850mm×900mm。在頂板每排錨桿中間位置和頂板煤柱側布置一套高預應力錨索梁，鋼絞線規格為21.8mm×6 200mm，鋼絞線下鋪設2.6m的T2型鋼帶，鋼帶上三眼孔，間距1.1m，即“3-3”加煤柱側走向布置。

②巷道兩幫：采用豎向5根左旋螺紋鋼錨桿支護，M5型鋼帶、10#菱形金屬網聯合支護，錨桿規格為22mm×2 500mm，間距為850mm，排距900mm。在煤柱側增加兩排走向錨索， 錨索規格為21.8mm×4 300mm，間排距1 300mm×900mm，設計預緊力不低于120kN，錨固力200kN，如圖5所示。

在工程實踐中，該方案能有效控制巷道圍巖變形，但掘進頭掘進、支護速度緩慢，尤其是頂板高強度、高密度錨索支護時間占巷道總施工時間的60%～70%。為實現沿空巷道的快速掘進，提出將巷道支護方案分為初始支護和永久支護兩部分，即將錨桿及部分錨索、鋼帶及金屬網作為初始支護，在掘進頭施工;滯后掘進頭，補打幫部及頂部剩余錨索后形成永久支護。

2.2 初始支護方案對比分析

根據上述思路，提出“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”四種錨索布置的初始支護方案，用于支護掘進頭至自移機尾段。其中“1”、“2”、“3”、“4”代表一排的錨索數，“0”代表第二排的錨索數量，后續重復。如“2-0”表示第一排打2根錨索，第二排不打錨索。

如圖6所示，頂板錨索采用“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時，頂板最大下沉量分別為 127.6mm、112.4mm、112.1mm、111.9mm。對比發現，“2-0”、“3-0”、“4-0”錨索布置的初始方案在頂板下沉控制方面沒有明顯差異，能夠起到掘進頭支護的作用。

如圖7所示，從巷道圍巖垂直應力分布看，錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時，錨固范圍內最小垂直應力分別為1.53MPa、1.62MPa、1.624MPa、1.63MPa，可見，“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時，巷道圍巖應力變化不明顯。

綜上所述，選取錨索“2-0”布置的支護方案對掘進頭進行初始支護，而后再滯后掘進頭一段距離補打幫部及頂部剩余錨索以形成永久支護，使掘進工作面后方永久支護與掘進平行作業，從而提高掘進效率。

2.3 永久支護時機確定

除支護參數外，二次支護的時機也是影響巷道圍巖穩定性的重要因素，文獻[17]確定了二次支護最佳時間的理論公式，指出最佳支護時間TS可表示為經現場觀測及實驗研究，取參數P=24MPa，pi=0MPa，σc=11.98MPa， c′=1.26MPa， φ=25°， a=0.3， b=100，依據公式（8）可得0≤TS≤6.1d。考慮到深井巷道圍巖壓力大，具有流變特性，必須先讓壓后支護，為了充分釋放深井巷道圍巖變形能[18]，確定二次支護最佳時間為5～6d。膠帶輸送機段位于掘進工作面50m以后，按照巷道掘進速度14m/d，在膠帶輸送機段補加永久支護，支護時機滿足理論要求。

3 工程實測

按“2-0”式錨索布置方案對1126（1）回風巷支護后，提高了巷道掘進效率，實現了沿空巷道的快速掘進，月進尺400m以上，為礦井安全高效生產提供了保障。如圖8所示，對初始支護下巷道變形進行監測，頂板最大下沉量106mm，煤柱側及實體煤側煤幫最大變形量分別為59mm、38mm，底臌量166mm，“2-0”式錨索布置初始支護方案滿足掘進期間巷道穩定性的控制要求。補強加固形成永久支護45 d后，頂板最大下沉量234mm，煤柱側及實體煤側煤幫最大變形量分別為187mm、142mm，底臌量553mm。以上數值表明，巷道頂板及兩幫均得到有效控制，底板未采取支護或卸壓措施，在高地應力作用下出現較明顯底臌變形，回采前進行了臥底處理，實現了1126（1）工作面安全回采。

4 結論

（1）利用彈塑性理論分析了1125（1）工作面側向應力分布規律及分區破壞特征，解析得出1126（1）回風巷圍巖應力環境，為巷道支護設計提供了理論支撐。

（2）數值模擬研究了掘進期間錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”初始支護時巷道圍巖變形及受力特征，結果表明，“2-0”支護方案能夠有效控制掘進工作面圍巖變形。

（3）將巷道支護分為初始支護和永久支護兩部分。錨桿及部分錨索、鋼帶及金屬網作為初始支護，實現掘進期間巷道圍巖穩定性控制;滯后皮帶自移機尾，補打幫部及頂部剩余錨索后形成永久支護。使得掘進工作面后方永久支護與掘進平行作業，提高了掘進效率。

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（責任編輯：丁 寒，吳曉紅）