快速掘进巷道支护技术研究_熊光伟.pdf

2 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月煤炭是中国重要的能源支柱，直接影响国民经济的发展。随着机械化采煤技术的不断发展，采掘失衡的矛盾突出。近年来，大功率掘进设备的应用使得掘进速率和支护效率失衡的问题更加突出，而各环节协调运行是缓解矛盾最有效的手段1-3。提高支护效率以及支护强度是协调掘支矛盾最直接的措施4-5，本文针对支护强度无法满足掘进需求的问题，优化支护方案，提高了支护效率，解决了掘支矛盾，为相关研究提供了依据。1工程概况太原煤气化集团龙泉能源公司位于山西省太原市上龙泉村，龙泉煤矿井田面积3 5.2 3k m2，探明煤炭储量丰富，共7.8 1 08t，主采煤层以肥煤和瘦煤为主，构造简单，赋存稳定。矿井年产量5.0 0 1 06t，采用传统井工开拓的方式。掘进巷道为工作面回风巷，宽4.8m，高3.2m，掘进断面1 5.3 6m2。掘进初期，巷道采用锚杆锚索配合钢筋网的方式进行联合支护，其中顶板采用直径2 0m m、长度20 0 0m m 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆支护，间距8 4 0m m，排距9 0 0m m，最小锚固力6 4k N；顶板布置两根直径1 7.8m m、长度72 0 0m m 的锚索，锚索间距25 0 0m m，排距27 0 0m m，同时配合钢筋网进行支护。帮部通过直径2 0m m、长度20 0 0m m 的左旋螺纹钢锚杆进行支护，锚杆间距和排距均为9 0 0m m，确保锚固力大于3 0k N，同时配合金属网进行支护。矿井采用E B Z-1 6 0型掘进机施工，快速掘进期间，支护时间长，且支护强度不能有效减小巷道围岩变形，支护方案不能维持巷道的稳定性，因此需对支护方案进行优化设计。2支护方案的优化设计2.1掘进速率影响因素分析工程地质条件（断层以及煤层夹矸）是影响施工速率的主要因素，在工作面回风巷掘进过程中，原岩由三向平衡状态转变成双向受压状态，在拉应力、压应力和剪应力的共同作用下，促进了煤体内部裂隙的扩展发育，造成留设顶煤的强度低，加大了支护的难度。此外，煤层中夹有平均厚度为0.8m 的夹矸，降低了掘进效率，而工作面内断层的存在促使掘进方向的改变。矿井采用“三八制”工作制度，1掘1锚，每次掘进时间5 0m in，支护时间8 2m in，掘进与支护的不匹配亦是造成掘进效率低的原因。2.2支护理论巷道开挖后，原岩应力遭到破坏，原三向受力的稳定岩体变成不稳定的简支梁受力结构。受人工扰动的影响，顶部煤体裂隙发育明显，离层现象严重，导致顶收稿日期：2022-09-07作者简介：熊光伟，1988年生，男，陕西汉中人，助理工程师，主要从事巷道掘进支护方面的工作和研究。快速掘进巷道支护技术研究熊光伟（太原煤气化集团龙泉能源公司，山西 娄烦0 3 0 3 0 0）摘要：为了解决掘进巷道支护效率低、强度低的问题，提出长锚固构建连续锚固层的支护技术，通过增加支护厚度，降低支护密度的方式，优化了支护方案，并通过数值模拟确定了锚固长度。矿压监测结果显示，掘进效率提高，围岩处于稳定状态，新支护方案有效解决了掘支矛盾。关键词：支护；数值模拟；矿压监测中图分类号：T D 3 5 3文献标志码：A文章编号：2 0 9 5-0 8 0 2-(2 0 2 3)0 3-0 1 7 7-0 3Support Technology of Fast Excavation RoadwayXIONG Guangwei(Longquan Energy Company,Taiyuan Coal Gasification Group,Loufan 030300,Shanxi,China)Abstract:In order to solve the problem of low support efficiency and low strength of tunneling roadway,a support technology oflong anchorage to build continuous anchoring layer was proposed.By increasing the thickness of the support and reducing thedensity of the support,the support scheme was optimized,and the anchorage length was determined by numerical simulation.Themine pressure monitoring results show that the tunneling efficiency is improved,the surrounding rock is in a stable state,and thenew support scheme effectively solves the contradiction between excavation and support.Key words:support;numerical simulation;mine pressure monitoring（总第2 1 0期）技术研究1 7 7 DOI:10.16643/ki.14-1360/td.2023.03.0082 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月煤无法作为直接承载体承担上覆岩层的重力。在煤层和岩层的交界处出现离层现象，离层处形成多个不整合面的梁体结构，较低的抗弯、抗压强度使得围岩在长时间应力作用下发生塑性破坏，临近煤层的岩层失稳将继续导致上覆岩层失稳，如此循环往复，导致离层错动严重，岩层间的不协调变形加快了围岩的破坏，如果支护强度过低，围岩变形加剧，会影响掘进工作的正常进行。有效支护的目的是通过锚杆锚索的预紧力，促使破碎岩层和完整岩层形成一定厚度的锚固层，支护作用范围应该覆盖巷道掘进的影响范围，处于锚固区的多层岩体形成厚度连续、完整的简支梁结构。虽然锚固层整体力学强度不及较硬岩层（砂岩、灰岩）的强度，但是大于松软煤体的强度。锚固层整体强度的增大，使它有效承担了上覆岩层的重力，减少了离层现象的发生，有效控制了围岩的变形。由此可见，支护锚杆贯穿的岩层厚度越大，形成的锚固层稳定性越高。在足够的预紧力作用下，通过补强弱岩层的稳定性协调不同岩层间的整体变形，实现了对不同埋深岩层的联动控制。2.3支护方案的优化基于上述讨论，采用长锚固构建连续锚固层的支护技术，降低了支护密度，增加了支护厚度，控制了巷道围岩变形。为了确定合理的支护参数，通过F L A C3 D数值模拟软件，根据实际地质条件建立地质模型，模拟岩石物理力学参数如表1所示。其中，锚杆的长度分别设置为3.5m，4.0m，4.5m，间距14 0 0m m，排距10 0 0m m。表 1 模拟岩石物理力学参数表模拟不同长度锚杆支护作用下围岩的应力变化状况，为了更直观地反映结果，将模拟绘制成图1所示的围岩应力变化曲线。从曲线中可以看出，垂直应力变化曲线存在明显拐点，当锚固长度为3.5m 时，垂直应力值为1 1.5M P a；当锚固长度增加至4.0m 时，垂直应力降低至1 0.3M P a；当锚固长度为4.5m 时，垂直应力值达到最大1 2.3M P a。水平应力随着锚固长度的增加呈现降低的趋势，当锚固长度为3.5m 时，水平应力值最大为1 3.8M P a；当锚固长度为4.0m 和4.5m 时，水平应力值分别为1 1.6M P a，1 1.2M P a。从围岩受力状况分析，当锚固长度为4.0m 时，围岩水平应力和垂直应力值相近且较小，为支护方案的首选。图 1 不同锚固长度围岩应力曲线采用长锚固构建连续锚固层的支护技术，根据数值模拟结果，对支护方案进行优化设计，具体如下。a)顶板支护。顶板采用直径为1 7.8m m、长度为40 8 0m m 的柔性锚杆进行支护，锚杆间距14 0 0m m，排距10 0 0m m。每根锚杆需配合使用2个树脂药卷，同时用拱形钢托盘配合钢筋网进行加强支护。施工中确保锚杆的锚固力大于1 5 0k N。b)巷道两帮支护。巷道两帮采用直径为2 0m m、长度为20 0 0m m 的螺纹钢锚杆进行支护，锚杆间距9 0 0m m，排距10 0 0m m，每根锚杆配合使用1个树脂药卷，同时用拱形钢托盘配合金属菱形网（上帮）、高分子网（下帮）加强锚固力，确保锚固力大于5 0k N。3工业应用效果3.1施工工艺根据优化后的支护设计方案对目标巷道进行支护。整个试验阶段，巷道每天平均进尺1 7m，每月最大进尺量可达到5 0 9m，原有支护方案下巷道每月最大进尺量达到2 6 5m，可见新支护方案与掘进工艺完美契合，间接提高了支护效率，提高了9 2.0 8%。3.2矿压监测在新支护施工2 0m，4 0m 处分别布置2个测站，分别记为测站1、测站2，用于监测矿压规律。绘制得到图2所示的优化方案下巷道围岩变形监测曲线，测站1和测站2监测得到的顶板下沉量和两帮收敛量变化趋势一致，不同的是，测站1巷道整体变形量较小，两帮最大收敛量2 3.1 2m m，顶板最大下沉量1 8.0 6m m；测站2围岩变形整体较大，最大顶板下沉量2 0.1 3m m，两帮收敛量2 7.0 5m m。优化方案下巷道围岩变形监测曲线如图2所示。绘制锚杆受力监测曲线，如图3所示。以顶板锚岩性密度/（kg m-3）内摩擦角/()内聚力/MPa弹性模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa泥质砂岩2 450315.844.673.151.98细砂岩2 500326.005.103.902.62砂质泥岩2 400285.104.302.861.51煤1 200300.360.620.320.76泥岩2 300362.142.582.310.7414.013.513.012.512.011.511.010.510.03.43.63.84.04.24.44.6锚固长度/m应力/MPa垂直应力水平应力1 7 8 2 0 2 3年第3期2 0 2 3年3月杆为例，锚杆锚固力大于1 5 0k N，实际2个测站监测的锚杆最大载荷均小于1 5 0k N，测站1锚杆最大载荷7 7.5 1k N，测站2锚杆最大载荷1 0 5.2 3k N，满足支护要求。a)测站 1b)测站 2综合分析矿压监测结果，在新支护方案下，巷道顶板下沉量以及两帮收敛量得到有效控制，虽然两帮收敛量大于顶板下沉量，但是围岩整体处于稳定阶段。锚杆载荷受力监测结果显示，锚杆最大载荷小于支护最低锚固力，新支护方案满足巷道快速掘进要求。4结论a)应用长锚固构建连续锚固层的支护技术时，主要采取增加支护厚度、降低支护密度的方式。数值模拟结果显示，锚固长度为4.0m 时，围岩垂直应力和水平应力值均衡，受力较小。b)优化后的支护方案与巷道掘进适配性强，有效提高了掘进效率，相比于原支护效果，掘进效率提高了9 2.0 8%。c)矿压监测结果显示，顶板最大下沉量2 0.1 3m m，两帮最大收敛量2 7.0 5m m，围岩变形较小，锚杆所受载荷小于锚固力，支护强度满足掘进要求。5结语如今，各大型煤企集团已广泛使用快速掘进系统开掘巷道，推动了矿井智能化建设的进程。快速掘进过程中采掘失衡、掘支矛盾问题日益突出，并未有系统的研究解决此方面的问题。文中提出了长锚固构建连续锚固层的支护技术，实现了支护强度的增加，支护费用的降低，并论证了方法的可靠性。实践证明了方法的可行性，缓解了掘进过程中的各项矛盾，为相似研究奠定了基础。参考文献：1 张忠国.煤巷快速掘进系统的发展趋势与关键技术 J.煤炭科学技术，2016，44(1)：55-60 2 韩阳红.煤矿巷道高效掘进技术分析 J.能源与节能，2022(8)：125-127.3 田明富.采矿工程巷道掘进技术与支护技术分析 J.西部探矿工程，2022，34(7)：174-176.4 吕谦.巷道掘进不同工况锚杆支护轴力分布研究分析 J.机械管理开发，2022，37(6)：72-74.5 王燕青.近距离煤层巷道