煤礦大斷面巷道超前臨時支護技術研究

張道文，趙紅濤，臺洪斌，趙 燁

(河南能源化工集團 永煤公司車集煤礦，河南 永城 476600)

我國東部的淺煤資源正在枯竭，西部優質煤炭資源的開發已成為國家能源戰略的重要保障，由此帶來的大斷面煤礦開采形式越來越多。因此，每年需要挖掘大量的大斷面巷道。中國西部地下煤礦開挖速度一般超過500 m/月，但不足以滿足生產需求。開挖速度及生產情況需求已經嚴重失去了平衡。因此，快速開挖已成為地下煤礦持續、安全、高效生產的關鍵因素[1]。在挖掘速度和生產需求之間的不平衡性方面已經開展了許多研究。錨桿在開挖過程中由于開挖引起的輕微變形而產生軸向荷載。錨桿的這種主動響應有利于防止開采過程中頂板的變形?？紤]到開挖速度和生產需要的不平衡以及深部巷道的穩定性問題，設計了一種能夠快速開挖的巷道加固系統，實現超前臨時支護，從而提高了生產率。本文介紹了該工程的設計、工業性試驗和現場測試，并對工程地質條件進行了評價。分析了新型支護系統的有效性，為大型地下煤礦深部巷道的快速掘進提供了使用參考。

1 現有大斷面煤礦巷道支護情況分析

1.1 數值模擬分析的對象

研究對象的煤礦巷道編號為2611掘進工作面，沿煤層頂底部進行鋪設。2號煤層的結構相對簡單。平均厚度為3.75 m[2]，煤層間距約為0.3 m。接縫結構為1.85 m(0.30 m)1.60 m，接縫傾角2°～8°，平均傾角為4°。通過對圍巖的應力測試，得出垂直應力為8.62 MPa，水平應力為16.22 MPa。巷道斷面為大矩形截面，寬4 500 mm，高3 500 mm。掘進面積為15.75 m2。巷道圍巖地質的物理和力學性能見表1。根據實際情況，固定頂部距離為3.5 m進行數值模擬分析。

表1 巷道圍巖的物理和力學參數統計Tab.1 Statistics of the physical and mechanical parameters of the surrounding rock of the roadway

1.2 數值模擬分析

1.2.1 圍巖位移與應力分析

大斷面巷道圍巖位移如圖1所示。

圖1 大斷面巷道圍巖位移Fig.1 Displacement of surrounding rock of large section roadway

由于大斷面巷道開挖沒有施加任何支護，因此巷道圍巖淺切向荷載迅速增加，超過巖石強度然后發生破壞、膨脹。在開挖的200個時間步長內，監測點周圍的初始位移線性增加。70個時間步后[3-4]，頂板巖石位移增量減少。因此，頂板的位移量明顯小于兩邊的巷道。當無支撐距離為0.5～1.0 m時，圍巖變形最大。其中，工作邊坡位移極值為70.7 mm，頂板巖石位移極值為41.6 mm。巷道管段不支撐時，表面出現拉應力狀態。其中，巖石表面拉應力區厚度接近0.4 m，極端拉應力為3.54 MPa。兩側和頂板發生明顯的塑性拉伸破壞，工作面與無支撐面之間的距離為0.5～1.0 m。而塑性拉伸區深度為 0.4 m，幾乎所有淺巖巷道都發生了剪切塑性損傷。塑性區的最大深度約為3.5 m[5]，其次是頂板巖石，塑性區的深度約為2.0 m，如圖2所示。

圖2 大斷面巷道頂板應力應變等值線Fig.2 Stress-strain contours of the roof of a large section roadway

圍巖從中間到兩側的變形，在沒有支撐段的淺部巷道頂板中，變形是按照減小的順序進行的。由于傾斜巖石的影響，左頂板的變形很大，如圖 2(a)所示。在掘進工作面的作用下，頂板變形更加明顯。在距掘進工作面0.5～1.0 m的地方，頂板沉降量較大。這將導致頂板巖石在掘進工作面碰撞角處略微上傾。在沒有支護巷道的情況下，頂板巖石中部處于拉應力狀態。當到掘進工作面的距離為0.5～1.0 m時，拉應力更加明顯。從頂板到巷道，出現沿著中間的巷道頂板和圍巖之間的2個深延伸，巖石應力狀態明顯改善，如圖2(b)所示。巷道表面2個應力集中點之間的不支護段約為2.1 m，極端豎向應力為 12.68 MPa，應力集中系數為1.47。同時，正面巷道圍巖應力集中節距面為2.3 m，極端垂直應力為10.69 MPa，應力集中系數為1.24[6]。

1.2.2 加入臨時支護的圍巖穩定性

結合實際工程實踐，在沒有支護的情況下，對頂部中央部分施加臨時支護。臨時支撐板長1.3 m、寬1.0 m，支撐載荷為3 t[7]，臨時支撐計算應力為0.23 MPa。建立臨時巷道模型，支撐時間為200個時間步長。加上臨時支撐后的巷道變形如圖3所示，顯示了巷道開挖后立即進行的臨時支護，巷道的淺巖處于臨時壓力之下，使淺層巖石的頂板處于3個方向的應力狀態，減少了巷道頂板巖石的變形。在巷道開挖10步后，頂板巷道位移監測點的位移呈線性增加，頂板位移的增量明顯小于工作邊坡。工程邊坡變形繼續線性增加。監測點在工作斜坡的極端位移是70.6 mm，而頂層位移是38.2 mm[8]。當沒有施加臨時支護時，頂部巖石的變形顯著大于工程斜坡。

圖3 大斷面在臨時支護下的圍巖位移云圖Fig.3 Displacement cloud map of surrounding rock of large section under temporary supporting

加臨時支護后的圍巖應力狀態如圖4所示，顯示大部分巷道巖石處于拉應力狀態。當拉應力區厚度接近 0.4 m時，最大拉應力達到 3.54 MPa。工作邊坡淺部和巷道頂板拉伸發生延性損傷，破壞深度接近 0.4 m，淺部巖石巷道發生剪切塑性損傷，工作邊坡最大深度約為 4.2 m，其次為頂板巖石塑性區，深度約為 3.3 m，由于巷道頂板巖石破壞深度略有減小，臨時支護起到了一定的作用。

圖4 大斷面在臨時支護下的圍巖應力云圖Fig.4 Surrounding rock stress cloud diagram of a large section under temporary supporting

增加臨時支護后的應力應變狀況如圖5所示。

圖5 大斷面在臨時支護下頂板應力應變等值線Fig.5 Stress-strain contours of the roof of the large section under temporary supporting

頂板與掘進工作面的距離為0.5～1.0 m，沉降相對減小。沉降約為40.9 mm。加上臨時支護后，應力集中點與掘進工作面之間的距離相對縮短，約為1.8 m[9]。減小塑料帶板的厚度有助于提高巷道工作面圍巖的穩定性。但是在對圍巖穩定方面還有提升空間，因此再次對新型臨時支護方案進行優化，提高快速挖掘的效率。

2 新型臨時支護系統方案設計

2.1 快速挖掘支撐系統的設計

原有的巷道頂部臨時支護系統由6根錨桿支撐，錨桿直徑22 mm，長2 200 mm，加上3 根錨索，每根直徑 21.8 mm，長7 200 mm。錨桿間距為 800 mm，錨索間距為 1 600 mm。錨索的預緊力不小于100 kN。盡管加筋排列密度很高，但由于錨桿太短，無法抑制巖體的初始變形和隨后的破壞，巷道失效。隨后的開挖和開采活動導致巷道圍巖應力重新分布。頂板巖層分層向圍巖深部延伸，導致支護系統和巷道支護失效。為此，提出了一種控制巷道圍巖變形、提高開挖速度的新型支護體系。新的支助系統結合實地經驗和調查結果，并考慮以下原則。

(1)同時開挖及安裝錨桿。采用EBZ160型采礦機可以實現同時臨時支護和快速掘進。錨桿機采煤時，錨桿機與井壁錨桿機可同時安裝錨桿，防止巷道初期變形和巖體破壞。這樣可以保持頂板巖體的完整性，提高開挖速度。

(2)使用柔性長錨桿支護。以往的錨索支護體系安裝復雜，占開挖時間的60%以上[10]，限制了開挖速度。錨桿限制了錨固區的變形，但錨固區的厚度有限，無法防止頂板下陷。錨索不能提供有效的加固，并松散地懸掛在錨固區。而采用柔性長錨桿支護，可形成較厚的錨固區，防止頂板下陷。此外，該系統比原系統安裝簡單，可以提高開挖速度。

(3)使用高預應力錨桿。長柔性錨桿預應力可以將薄層的頂板巖層緊固在一起，形成厚的加強錨固區。預緊力的水平也決定了錨桿軸向負荷增加的速度，這個速度反映了錨桿對巖體應力變化的敏感性。預緊力水平也決定了錨桿的極限強度。預應力水平越高，錨桿對巖體應力變化越敏感。它的響應更積極，軸向負荷增加更快。當巖體出現輕微變形時，預應力錨桿的強度迅速增加。因此，長柔性錨桿的高強度可以有效地控制頂板巖層的分層，保證頂板不發生坍塌。因此，為了對頂板提供有效的加固，控制頂板巖層的分層，必須對錨桿進行高位預應力加固。

(4)錨桿間距設計要大。在以前的支護體系中，錨桿間距小于1 000 mm[11]，大大限制了開挖速度。增加間距是實現高開挖速度的關鍵。

2.2 新型臨時支護方案設計

在某煤礦實際工程勘探中，在大斷面巷道內提出并建造了一個新的支護系統。巷道寬4 500 mm，高3 500 mm。沿巷道軸線每隔700 mm安裝錨桿(圖 6)。

圖6 新型臨時支護方案設計示意Fig.6 Schematic diagram of the design of the new temporary supporting scheme

(1)頂層由4根長柔性錨索支撐，錨索錨桿直徑21.8 mm，長度4 000 mm，結合1個長5.4 m、寬1.6 m的鋼筋網。網狀網由直徑6.5 mm的鋼筋焊接制成。柔性錨桿由高強度鋼繩絞線制成，屈服強度為1 600 MPa。每個錨索由19股組成，安裝在頂層上，樹脂膠囊直徑25 mm，長500 mm。使用了2種類型的MSK型(超快錨固劑)和1種MSZ型中速錨固劑。為了提供有效的支護強度，錨桿預緊至200 kN，并垂直安裝于頂層表面。

(2)回采側幫部由玻璃纖維增強塑料錨桿支撐，錨桿直徑27 mm，長2 000 mm，結合長5.4 m、寬3.2 m的塑料網。預緊力矩為100 N·m或以上。另一個側幫部由螺紋鋼錨桿加固，每個錨桿直徑20 mm，長度2 200 mm，并結合1個長5.4 m、寬3.2 m的菱形金屬網，相應的扭矩大于150 N·m。

3 監測方法

研究對象的礦區開采深度大，原巖應力高，巷道加固強度不足。因此，出于安全考慮，在支撐系統安裝后對圍巖的監測尤為重要。為了分析新的支護系統的可靠性和有效性，在開挖和采礦過程中進行了現場測量。用數字測力儀測量柔性錨桿的軸向荷載，用鉆孔掃描儀監測周圍巖石的裂縫發育，用嵌入頂層、底板和側墻內的標記測量巷道的表面位移。

3.1 軸向負載的測量方法

使用MCS-400數字測力計實時監測柔性錨桿上的軸向載荷，可測量高達400 kN的軸向負載。測力計是臨時支護系統監控的重要組成部分，并提供有關錨桿工作條件的信息。測力計主要由傳感器、發射器和顯示器組成。錨桿上的軸向負載會導致傳感器變形。傳感器將變形轉換為電壓信號，電壓信號轉換為壓力值并顯示在屏幕上。內部傳感器可以每2 h保存一次數據。當其紅外采集端口與測功儀窗口對齊時，采集器可以下載數據。

3.2 位移的測量方法

水平標記被固定在2個巷道的B和C處的短錨桿上。垂直標記固定在頂層內的短錨桿上，并固定在底板內的彎桿上。

3.3 裂隙發育的監測方法

使用 ZKXG30 鉆孔掃描儀監測圍巖的裂縫發育。掃描儀主要由計算機主機、探針和深度編碼器組成。在頂層上鉆了1個10 m長的鉆孔。探頭使用連接桿插入孔中。該探測器有1個攝像頭和1個三維高性能電子指南針，可以記錄鉆孔的方位角和傾角。探頭通過錨索將其信號發送到主機上。主機使用來自探頭和深度編碼器的信號來計算探頭的深度。視頻信號會被處理，圖像被記錄、匹配和拼接，生成鉆孔壁的全景圖像。

4 監測結果分析

根據測試方案對新型超前支護系統進行工程實驗。研究分析超前支護措施對巷道掘進過程中圍巖穩定性的影響規律，進而為超前臨時支護提供依據。新型超前支護對大斷面巷道的支護情況如圖7所示。

圖7 新型超前支護對大斷面巷道的支護情況Fig.7 Supporting situation of new type advanced supporting for large section roadway

采用新型支護方式，巷道圍巖變形得到有效控制，并且挖掘速度最高可達每天7.2 m。與以前的支撐系統(每天4 m)相比，最大挖掘速度提高了80%。

5 結論

本文以某地下煤礦深部巷道穩定性為例進行了研究。研究結果來自現場測量和工程實踐，得出以下結論。

(1)地應力測試結果表明，高應力是巷道失穩的主要原因之一。以前的支護系統采用短錨桿和錨索，不足以達到協同效應。

(2)與原短錨桿、短錨索支護體系相比，采用長柔性錨桿高位預應力大間距支護體系，實現了超前臨時支護的功能，安裝簡單，所需錨桿少，開挖速度快。使用新系統，挖掘速度最高可達每天7.2 m。與以前的支撐系統(每天4 m)相比，最大挖掘速度提高了80%。