煤礦巷道快速掘進支護技術研究

侯華營，陳朋磊，張紅軍，趙紅濤，臺洪斌，張道文，徐建雅

(1.河南能源化工集團 永煤公司車集煤礦，河南 永城 476600； 2.河南省煤炭科學研究院有限公司，河南 鄭州 450001)

資源是社會經濟發展的重要支柱，煤炭資源是所有資源中非常重要的構成部分。隨著社會經濟體量的不斷增加，對煤炭資源的需求量也在快速增長[1]。我國每年都需要開采大量的煤炭資源供社會使用，極大地促進了煤炭開采技術水平的提升[2]。目前，煤炭開采效率不斷提升，快速掘進技術作為提升煤礦開采效率的重要手段，在煤炭工程實踐中得到大范圍的應用[3]。然而快速掘進技術的應用給煤礦巷道支護技術提出了更高的要求，傳統的煤礦巷道支護方案已然無法滿足快速掘進的基本需要，不利于煤礦開采的安全性[4]。因此，有必要結合快速掘進技術的特點以及煤礦巷道圍巖基本屬性，對巷道支護技術進行深入分析和研究，提出更加先進的巷道支護技術方案，提高支護效果，提高煤礦開采過程的安全性和可靠性[5]。本文以某煤礦回風巷道為例，對快速掘進支護技術方案進行研究，主要分析了原巷道支護方案的不足，并提出了對應的優化改進方案，通過工程實踐發現取得了很好的應用效果。對于促進巷道支護技術的發展，確保煤礦生產安全具有重要的實踐意義。

1 煤礦巷道概況

某煤礦目前的設計生產能力為240萬t/a，礦井經過了多年開采，內部已經出現了很多老窯。該煤礦中很多礦井仍然采用比較傳統的采掘方式，已經無法滿足高效率的煤礦開采實際需要，亟須對煤礦開采工藝進行技術升級，需要基于快速掘進技術進行煤礦開采?？焖倬蜻M技術對巷道的支護技術提出了更高的要求，需要對煤礦巷道的支護技術方案進行升級改造。另一方面，當前該煤礦的開采煤層埋藏深度普遍較淺，隨著煤礦開采的不斷推進，后續開采的煤層深度越來越深。煤層埋深越深意味著圍巖屬性越復雜，對巷道支護方案要求也越高?；诖?，有必要對煤礦巷道中快速掘進支護技術進行分析和研究。

本文主要以某煤層中的回風巷道為例進行分析，煤層厚度8.50～16.23 m，平均厚度13.68 m，煤層傾角4.30°～13.29°，平均傾角9.40°?；仫L巷道整體為矩形，高度3.5 m，寬度5.2 m。經過地質勘察，發現該煤層巷道的圍巖屬性比較復雜，存在很多斷層、褶曲構造比較多，使得圍巖屬性比較軟弱，容易破碎，這在很大程度上增加了巷道支護的難度[6]。

2 原支護方案及穩定性分析

2.1 原支護方案

煤礦回風巷道原支護技術方案如圖1所示。巷道頂板采用的錨桿為左旋螺紋鋼，直徑和長度分別為22 mm和2.4 m，2根錨桿之間的距離為0.9 m，相鄰2排錨桿之間的距離為1 m，所有錨桿全部布置在W型鋼帶上。配合使用高強度托盤和樹脂藥卷，其中托盤的規格尺寸為150 mm×150 mm×10 mm，藥卷的型號為Z2360和K2335。頂板部位鋪設直徑6 mm鋼筋制成的鋼筋網，規格為2 m×1 m，網孔尺寸為100 mm×100 mm。頂板中使用的錨索直徑和長度分別為17.8 mm和8.3 m，錨索之間的間距為2 m，排距同樣為2 m。配套使用的金屬托盤規格尺寸為300 mm×300 mm×16 mm。

圖1 回風巷道原支護技術方案Fig.1 Original supporting technology scheme of the returning roadway

巷道的左幫采用玻璃鋼錨桿和塑料網進行聯合支護，錨桿采用的是右旋螺紋樹脂，直徑20 mm，長度2.2 m，間排距為1.2 m×1.0 m。配套使用塑鋼托盤和樹脂藥卷，其中托盤規格尺寸為150 mm×150 mm×10 mm，藥卷的型號為Z2360。塑料網規格為2 m×1 m，網孔尺寸為50 mm×50 mm。右幫錨桿采用的是左旋無縱筋螺紋鋼，直徑22 mm，長度2.4 mm，間排距為1.2 m×1.0 m，配套使用的托盤、樹脂藥卷和鋼筋網與頂板相同。巷道的底板利用C25混凝土進行鋪設，厚度為0.2 m。

2.2 穩定性分析

為了分析煤礦回風巷道原支護技術方案在工程實踐中的穩定性，對巷道表面的位移變形情況、頂板的離層情況以及錨桿錨固力的變化情況等進行了連續觀測測試，結果分別如圖2、圖3、圖4所示。

圖2 巷道圍巖的位移變形演變情況Fig.2 Deformation evolution of the displacement and surrounding rock of roadway

由圖2可知，煤礦巷道開挖以后，不管是頂底板還是兩幫部位的位移變形量均隨時間推移不斷增大，但最終保持穩定，且兩幫部位率先趨于穩定。頂底板位移變形量整體上比兩幫位移變形量要大。穩定狀態下，頂底板和兩幫的位移變形量分別為47 mm和41 mm。本研究在巷道中取4個部位進行頂板離層量觀測，由圖3可知，4個部位的頂板離層量演變趨勢基本保持相同，即隨時間延長離層量不斷增加，但最終趨于穩定。其中1號觀測點的離層量最大，3號觀測點的離層量最小，穩定狀態下上述2個觀測點的離層量分別為31.6 mm和18.0 mm。

圖3 巷道頂板離層量的演變情況Fig.3 Evolution of the amount of the roof separation of the roadway

由圖4可知，頂板和兩幫的錨桿錨固力大小演變情況與其位移變形的演變規律基本相同，即隨時間延長錨固力逐漸增大，但最終保持穩定。并且頂板錨桿錨固力比兩幫要大。穩定狀態下，頂板和兩幫錨桿錨固力分別為187 kN和168 kN。

圖4 巷道錨桿錨固力的演變情況Fig.4 Evolution of the anchoring force of roadway bolts

從頂底板和兩幫的位移變形量以及頂板和兩幫錨桿錨固力的演變情況可以看出，原巷道支護技術方案基本能夠滿足基本需要，但是從頂板離層量角度出發，其數值相對偏大，不利于巷道的支護安全。基于此，有必要對原煤礦回風巷道支護技術方案進行優化改進。

3 快速掘進支護方案的優化

3.1 支護方案優化

由于本文研究的回風巷道圍巖整體比較松軟、破碎，并且內部包含有夾矸層。因此，對于頂板應該采用“錨桿+錨索+護表構件”聯合支護方案[7]，兩幫部位應該采用“錨桿+護表構件”聯合支護方案[8]。這與原支護方案相同，所以在對巷道支護方案進行優化改進時，無需做大改動，只需對錨桿和錨索的間距、排距及其排列方式等進行優化改進即可。優化后的巷道頂板和兩幫的支護方案如圖5所示。

圖5 優化后巷道頂板和兩幫的支護方案Fig.5 Optimized supporting scheme of the roof and two gangs of roadway

由圖5可知，優化后的方案與原方案相比較而言，改進之處主要表現在以下幾個方面：①同一排中的錨桿利用長度為1 m的槽鋼進行連接，使所有錨桿能夠形成一個整體，提升錨桿支護的穩定性；②頂板部位的錨索排列方式由“三二三”方式轉變成為“二二”方式，一排處在2排錨桿中間，錨索之間的距離為2 m，鄰排錨索分布在鋼帶兩端，即處在頂板兩側部位，并且錨索與豎直方向呈30°布置；③兩幫部位每排設置4根錨桿，比原方案中的3根錨桿多1根錨桿，錨桿的型號和尺寸與原方案完全相同，錨桿的間距和排距均為1 m。

3.2 優化后支護方案的數值模擬

(1)數值模型的建立。FLAC3D有限元軟件可以對圍巖的變形情況進行模擬，目前在煤礦領域中的應用越來越廣泛[9]。基于前文設計的煤礦巷道支護方案，結合巷道圍巖基本屬性，利用FLAC3D有限元軟件建立煤礦巷道的支護方案模型，對巷道圍巖的變形情況以及錨桿錨索的受力情況進行模擬仿真分析。通過有限元仿真分析，可以驗證設計支護方案的正確性。基于FLAC3D軟件建立的回風巷道圍巖的有限元模型如圖6所示。為了更好地反映煤礦巷道圍巖的變形情況，建立的有限元模型規格尺寸為50 m×45 m×6 m。利用軟件對模型進行自動化網格劃分，最終得到的單元數量和節點數量分別為67 995和75 486。

圖6 回風巷道圍巖的有限元模型Fig.6 Finite element model of surrounding rock of returning roadway

正確設置模型中不同圍巖的基本屬性是獲得準確結果的基礎和前提[10]。為了得到更加準確的結果，對不同的圍巖物理屬性進行了實驗測試。圖6中所述的不同圍巖物理屬性參數見表1。

表1 巷道中不同圍巖的物理屬性參數Tab.1 Physical attribute parameters of different surrounding rocks in the roadway

將表1中所列的物理參數輸入到有限元模型中，以便得到精確的計算結果。

(2)模擬仿真結果分析。煤礦回風巷道圍巖在垂直方向和水平方向上的位移變形云圖如圖7所示，其中垂直方向可以很好地描述巷道頂底板之間的位移變形情況，水平方向可以描述巷道兩幫的位移變形情況。

圖7 巷道圍巖位移變形云圖Fig.7 Displacement deformation cloud map of roadway surrounding rock

由圖7可知，圍巖的位移變形情況主要集中在巷道附近，在相同方向上，與巷道的距離越近則變形量越大；相反地，與巷道的距離越遠則變形量越小。主要是因為巷道開挖后改變了圍巖原有的力學平衡狀態，需要通過變形重新找到受力平衡。圍巖雖然有很大的變形趨勢，但是在先進的巷道聯合支護作用下，變形量得到了有效的控制。圖中所示為穩定狀態下圍巖的位移變形量，可以看出圍巖在頂底板方向上的最大位移變形量為45.68 mm，其中變形主要集中在頂板部位，且頂板中間位置的變形量最大，而底板部位的變形量相對很小，幾乎可以忽略不記；在兩幫方向上的最大位移變形量為29.37 mm，其中變形主要集中在右幫部位，且右幫中部位置的變形量最大，左幫部位的變形情況相對更小。

煤礦回風巷道支護中錨桿軸向力的分布情況如圖8所示。從圖8中可以明顯看出，不論是頂部還是兩幫部位的錨桿，全部承受軸向拉應力，其中軸向拉應力的最大值為158.6 MPa。進一步對頂部和兩幫部位錨桿軸向力隨時間的演變情況進行分析，發現在初始階段，所有錨桿的軸向拉應力均出現快速的增加。主要是因為初始階段巷道圍巖的穩定性非常差，會發生明顯的變形，變形量越大，導致錨桿的拉應力越大。與此同時，在巷道支護的綜合作用下，巷道圍巖的變形量逐漸降低，且最終趨于穩定。對應的錨桿的軸向拉應力增長速度逐漸減緩，最終也趨于穩定。

圖8 巷道支護中錨桿軸力的分布情況Fig.8 Distribution of axial force of bolt in roadway supporting

基于有限元分析結果可知，通過對煤礦巷道支護技術方案的優化改進，巷道圍巖的位移變形量以及錨桿的軸向拉應力均出現了不同程度的降低。特別是兩幫部位的位移變形量和錨桿軸向力的減小幅度相對較大?？梢?，此次針對煤礦巷道的支護優化改進方案是可行的，可以將其應用到煤礦工程實踐中，進一步提升煤礦開采過程的安全性。

4 應用效果分析

4.1 巷道圍巖穩定性對比分析

通過數值模擬分析可以看出，對煤礦回風巷道支護方案進行優化改進后，其支護效果與原方案相比有了一定程度的提升，因此將優化后的快速掘進支護技術方案應用到煤礦開采工程實踐中，并對其實踐應用效果進行分析與評價。同樣地，主要對煤礦巷道圍巖的位移變形量、錨桿錨固力以及頂板離層量的演變情況進行了分析。結果發現，對支護方案進行優化改進后，巷道圍巖的各項指標與優化前的演變規律基本相同，即巷道開挖后，隨著時間的延長，以上各項指標逐漸增大，最終都保持穩定。但是穩定狀態下，各項指標的數值與優化前相比均有了一定程度的降低，特別是頂板離層量降低幅度較大，結果見表2，表2中所列數據均為穩定狀態下的最大值。

表2 煤礦巷道支護方案優化前后穩定性指標對比Tab.2 Comparison of stability indexes before and after optimization of coal mine roadway supporting scheme

由表中數據可知，通過對巷道支護技術方案的優化改進，巷道圍巖的穩定性有了明顯的提升。圍巖的位移變形量、頂板離層量以及錨桿錨固力均出現了一定程度的降低，其中頂板離層量的降低幅度最大，達到了31.33%。優化后的巷道支護方案可以更好地保障巷道安全。

4.2 經濟性對比分析

原煤礦回風巷道支護方案的建設成本為1 614元/m。而優化后的支護技術方案由于縮短了錨桿間距以及錨索間距，建設成本有所增加，約為1 752元/m，與優化前相比較建設成本增加了8.55%。但是優化后的支護方案具有更高的穩定性，后期的維護成本相比較低。從經濟性方面進行分析，可以認為優化前和優化后的巷道支護技術方案基本持平。

綜上所述，通過對煤礦巷道快速掘進支護技術方案進行優化改進，巷道掘進后圍巖的穩定性有了明顯提升，為煤礦安全奠定了良好的基礎，取得了非常好的安全效益。經濟效益方面，優化后的煤礦巷道支護方案建設成本基本與原方案持平，但是有了更加安全的煤礦開采環境，可以進一步提升煤礦開采效率。從該層面而言，可以為煤礦企業創造一定的經濟效益。

5 結論

本文以某礦井回風巷道為研究對象，對其快速掘進支護技術方案進行了分析與優化，所得結論主要如下。

(1)礦井的開采年限較為久遠，傳統的煤礦巷道支護技術方案已經無法滿足快速掘進的基本需要，在原支護方案的作用下，頂板的離層量相對較大，存在一定的安全隱患，需要對支護技術方案進行優化改進。

(2)針對原巷道支護技術方案存在的問題，對其進行優化改進，主要是在錨桿安裝位置增加設置槽鋼，提升錨桿整體的穩定性，改變錨索的布置方式，增加幫部位置錨桿的數量等。使用FLAC3D軟件對優化后的方案進行模擬，發現效果較好，可以應用到工程實踐中。

(3)將優化改進后的煤礦巷道支護技術方案應用到煤礦開采實踐中，對巷道圍巖的穩定性進行實際測試，發現與原支護方案相比較取得了較好的效果，圍巖穩定性更高，為煤礦企業創造了良好的安全效益。