坚硬顶板快速掘进巷道支护参数优化_王轩扬.pdf

坚硬顶板快速掘进巷道支护参数优化王轩扬（汾西矿业宜兴煤业，山西孝义032300）摘要：为提高坚硬顶板巷道掘进效率，以 3705 回采巷道为研究对象，通过数值模拟技术及工程类比法对巷道支护参数进行优化。优化后巷道围岩控制效果顶板及巷帮最大变形量分别控制在 29 mm、47 mm 以内；巷道支护耗时明显降低，掘进进尺由以往的 8.0 m/d 提升至 16.0 m/d，掘进速度提升超过 1 倍，在满足巷道围岩控制效果的基础上实现了巷道快速掘进。关键词：巷道掘进围岩支护坚硬顶板支护优化模拟分析中图分类号：TD353文献标识码：A文章编号：1003-773X（2023）02-0140-03引言在矿井生产过程中实现采掘平衡，对提高煤炭开采效率、经济效益等均有显著的促进意义1-2。现阶段矿井受地质构造、采掘设备、围岩支护以及瓦斯治理等因素制约，巷道掘进进尺较低，不能满足采煤工作面快速掘进需求，导致采掘失调3-5。众多研究学者对巷道掘进技术开展研究，部分学者用数值模拟软件分析掘进巷道围岩位移、应力变化情况；部分学者对现场调研发现，导致巷道掘进效率低下的原因包括掘进进尺短、掘进及支护工作不平行、劳动组织安排不能满足现场掘进需求等6。众多研究学者对影响巷道快速掘进因素进行分析并提出评价方法，为巷道掘进工作开展提供了经验指导7-9。山西某矿 7 号煤层顶板为坚硬的砂岩，在顶板坚硬条件下巷道掘进效率偏低，进尺为 200220 m/月，无法满足矿井高效生产需求，发现巷道围岩支护效率低是导致巷道掘进效率低下的主要原因之一，需要针对性地对围岩支护参数进行优化。13705 综采工作面概况山西某矿设计产能 5.0 Mt/年，开采的 7 号煤层埋深均值 500 m，煤层赋存稳定，厚度 3.9 m、倾角3。3705 综采工作面设计面长 268 m、推进长度为1 775 m，巷道沿 7 号煤底板采用综掘机掘进，矩形断面（净宽 5 000 mm、净高 3 900 mm），巷道断面较大，在巷道掘进过程中围岩支护耗时长、锚杆及锚索施工难度大。3 号煤层顶板岩性以坚硬的细粒砂岩为主，具体岩性参数见表 1。巷道围岩采用锚网索支护方式，由于支护耗时长、占用大量掘进时间，从而导致巷道整体掘进效率偏低。2巷道合理支护参数分析采用数值模拟技术并以 3705 回采巷道现场条件为基础构建模拟模型，分析采用不同支护方案时围岩控制效果，从而确定最佳巷道支护参数。2.1锚杆支护长度为合理确定锚杆支护长度，在锚杆布置间排距保持不变情况下仅调整锚杆长度，对围岩支护效果进行分析。支护时顶板布置 6 跟锚杆，按照间排距 900mm、1 000 mm 布置；巷帮布置 4 根锚杆，按照间排距 1 100 mm、1 000 mm布置。支护采用的锚杆长度分别为 2.2 m、2.5 m及 2.8 m，具体不同锚杆长度下围岩应力、变形量分布云图如图 1、下页图 2 所示。锚杆长度增大，围岩水平应力、塑性区分布范围以及围岩变形量等均呈降低趋势；锚杆支护长度为2.2 m时，围岩最大水平应力、水平最大变形量分别为收稿日期：2022-02-22作者简介：王轩扬（1991），男，河南博爱人，毕业于东北大学采矿工程专业，本科，现为助理工程师。总第 238 期2023 年第 2 期机械管理开发MechanicalManagementandDevelopmentTotal 238No.2，2023DOI:10.16525/14-1134/th.2023.02.054顶底板名称岩性厚度/m剪切模量/GPa体积模量/GPa抗拉强度/MPa黏聚力/MPa直接顶 细粒砂岩9.64.77.80.242.7伪顶泥岩0.40.73.96.60.182.1煤层7 号煤3.92.54.80.141.1直接底中细粒砂岩12.74.38.90.323.4基本底粉砂岩11.54.17.10.212.3表 13 号煤层顶底板岩性参数1-1锚杆长度 2.2 m1-2锚杆长度 2.5 m1-3锚杆长度 2.8 m图 1不同锚杆长度下围岩应力分布云图-1-11-21-31-41水平应力/MPa水平应力/MPa0-5-10-15-20-25水平应力/MPa0-5-10-15-20-25优化改造2023 年第 2 期33 MPa、400 mm，锚杆支护长度增加至 2.8 m 时，围岩最大水平应力、水平最大变形量分别降低至 26 MPa、280 mm。适当增加锚杆支护长度，可降低巷道围岩变形量、提高围岩变形控制效果。由于巷道埋深较大，为有效控制巷道围岩变形，建议选择长锚杆，即将锚杆长度确定为 2.8 m。2.2锚杆间距将锚杆长度确定为 2.8 m，为分析锚杆间距对围岩支护影响，设计的顶锚杆间距分别为 750 mm、900mm、1 100 mm，排距均为 1 000 mm；巷帮锚杆间距、排距分别为 1 100 mm、1 000 mm。具体不同间距时锚杆围岩应力、变形量分布情况如图 3、图 4 所示。当锚杆布置间距过大时，锚杆间不能实现应力叠加；锚杆间距过大时，则导致支护密度过大，增加支护成本以及支护耗时。根据模拟结果显示，当顶板锚杆间距由 750 mm增至 1 100 mm时，最大水平应力及变形量分别由 29 MPa、310 mm增加至 31 MPa、400 mm，围岩塑性区分布范围明显增大；锚杆间距由 750 mm增至 900 mm 时，围岩应力、塑性区分布范围变化未出现明显变化；锚杆间距由 900 mm 增至 1 100 mm时，围岩应力、变形量等均增加明显，为此将巷道锚杆支护间距确定为 900 mm。2.3锚杆排距使用的锚杆长度为 2.8 m、锚杆间距为 900 mm，分析不同排距下的支护效果，布置的锚杆排距分别为800 mm、1 000 mm、1 200 mm，具体支护效果如图 5、下页图 6 所示。从图 5 及图 6 看出，当锚杆排距由 800 mm 增至1 200 mm时，围岩应力、变形量分别由 23 MPa、295mm增加至 30 MPa、398 mm，同时围岩塑性区分布范围明显增加。显然锚杆排距较小时，围岩支护控制效果更为明显，然而锚杆排距过小会占用过多支护时间并加剧支护成本。综合上述分析，提出将锚杆排距2-1锚杆长度 2.2 m2-2锚杆长度 2.5 m2-3锚杆长度 2.8 m图 2不同锚杆长度下围岩变形量分布云图3-1锚杆间距 750 mm3-2锚杆间距 900 mm3-3锚杆间距 1 100 mm图 3不同锚杆间距下围岩应力分布云图4-1锚杆间距 750 mm4-2锚杆间距 900 mm4-3锚杆间距 1 100 mm图 4不同锚杆间距下围岩变形量分布云图5-1锚杆排距 800 mm5-2锚杆排距 1 000 mm5-3锚杆排距 1 200 mm图 5不同锚杆排距下围岩应力分布云图400300200100位移/mm位移/mm3202602001408020位移/mm280220160100400-5-10-15-20-25水平应力/MPa0-5-10-15-20-25水平应力/MPa0-5-10-15-20-25水平应力/MPa31025019013060位移/mm位移/mm32026020014070位移/mm4003002001000-5-10-15-20-25水平应力/MPa0-5-10-15-20-25水平应力/MPa0-5-10-15-20-25水平应力/MPa王轩扬：坚硬顶板快速掘进巷道支护参数优化141机械管理开发第 38 卷6-1锚杆排距 800 mm6-2锚杆排距 1 000 mm6-3锚杆排距 1 200 mm图 6不同锚杆排距下围岩变形量分布云图图 7优化后巷道支护断面（单位：mm）8-1巷帮8-2顶板图 8支护优化后围岩变形监测结果29023017011040位移/mm32026020014070位移/mm39029019090位移/mm锚索锚杆900900900900900锚杆锚杆巷道中心线5 0003 8001 1001 1001 1001 1001 1001 1002 800303030305040302010151050204060801000滞后掘进面距离/m两帮累计移近量/mm两帮移近速度/（mm d-1）两帮移近速度两帮累计移近量3020106420204060801000滞后掘进面距离/m顶板累计下沉量/mm顶板下沉速度/（mm d-1）顶板下沉速度顶板累计下沉量确定为 1 000 mm。采用数值模拟后综合确定锚杆支护长度为 2.8 m，支护间排距为 900 mm、1 000 mm，预紧力 80 kN以上。3现场应用及效果分析3.1支护优化参数依据 3705 回采巷道现场模拟结果并结合工程类比法对矿井回采巷道围岩支护参数进行优化，具体优化参数为：顶板按照间排距 900 mm、1 000 mm 布置 6根长度为 2.8 m、直径为 22 mm的锚杆；巷帮按照间排距 900 mm、1 000 mm布置 2 根长度为 2.0 m、直径为22 mm的锚杆；为进一步提高顶板支护强度及变形控制效果，在顶板中部布置 1 根长度 6 300 mm、直径18.6 mm锚索，排距为 2 000 mm。具体优化后巷道支护断面如图 7 所示。3.2围岩控制效果监测支护参数优化后的围岩变形量，具体如图 8所示。从图 8 看出，随着测站与掘进迎头间距增加，巷道顶板、巷帮变形量增加速度呈降低趋势，同时围岩变形逐渐趋于稳定；在测站与迎头间距为 90 m时，顶板及巷帮变形量分别为 29 mm、47 mm，围岩变形量整体较小。在原支护参数下，巷道掘进进尺为 0.8 m，每天可掘进 10 个掘进循环，掘进进尺平均为 8.0 m/d；优化支护参数后，循环掘进进尺达到 2.0 m，每天可掘进超过 8 个掘进循环，掘进进尺平均为 16.0 m/d。对 3705回采巷道支护参数优化后，不仅可满足巷道围岩控制需要，而且可明显增加巷道掘进效率，大幅提升巷道掘进速度。4结语采用数值模拟分析不同锚杆长度、间排距下围岩支护效果，最终确定锚杆长度 2.8 m、锚杆间排距分别为 900 mm、1 000 mm。根据掘进巷道现场条件，依据数值模拟结果及工程类比法，确定优化后的巷道围岩支护参数并进行工程应用。对巷道支护参数进行优化后，巷道掘进过程中支护耗时明显降低，支护效率及围岩支护效果等有所提升；巷道掘进进尺由平均 8.0m/d 增加至 16.0 m/d。参考文献1武传伟.高动压巷道分次联合支护及快速掘进技术研究J.山东煤炭科技，2022，40（1）：62-64.2李继苏.半煤岩巷道快速掘进方案及支护设计J.机械管理开发，2021，36（12）：22-23；26.3刘听.煤矿巷道采煤快速掘进的影响因素及对策研究J.能源与节能，2021（12）：20-21；25.4郭现伟，张云宁，白冰，等.济宁三号煤矿坚硬顶板条件快速掘进支护参数优化J.煤炭科技，2021，42（6）：7-14；20.（下转第 147 页）1422023 年第 2 期参考文献1张少宾，蒋卫良，芮丰.矿用带式输送机输送量测量方法现状及发展趋势J.工矿自动化，2019，45（5）：100-1032崔泽蔚.大功率带式输送机卸煤装置的优化设计J.山西焦煤科技，2016（1）：22-24.3胡艳.带式输送机自移卸载装置优化设计J.装备制造技术，2016（6）：14-16.4王金华.井下带式输送机煤流控制系统现状及发展趋势J.工矿自动化，2015，41（3）：32-345康红普，徐刚，王彪谋，等.我国煤炭开采与岩层控制技术发展40a 及展望J.采矿与岩层控制工程学报，2019（1）：7-396李锐锋.煤矿带式输送机的故障原因与解决方法分析J.能源技术与管理，2017（3）：123-124.7孙继平.煤矿信息化自动化新技术与发展J.煤炭科学技术，2016，44（1）：19-23.（编辑：贾娟）Optimization of New Coal Unloading Device for Belt Co