山西杜儿坪煤矿大断面全煤巷道掘进支护方案

王国明

(山西焦煤集团有限责任公司杜儿坪煤矿)

地下开采是我国煤炭开采的主要形式，这对我国煤矿巷道安全管理提出了更为严格的要求。随着近年来我国煤炭地下开采强度和规模逐渐扩大，巷道断面尺寸也随之不断增大。为提高巷道掘进施工效率和安全性，有必要结合矿山特殊的生产情况设计出适宜的掘进支护方案。本研究以山西杜儿坪煤矿为例，对该矿全煤大断面巷道的掘进支护方案进行设计和应用。

1 矿山概况

杜儿坪矿位于太原市西部，西山煤田东北部，距太原市五一广场19.8 km。井田西与西铭矿相连，东南与官地矿接壤，东北以9#煤层露头为界，西南与邢家社普查区相邻。矿区形态大致为NE—SW走向的长方形，长约10 km，宽约6.48 km，面积约69.7 km2。矿井绝对瓦斯涌出量为188 m3/min，相对瓦斯涌出量为21 m3/t，为高瓦斯矿井。煤尘爆炸指数为13%～23%，具有爆炸性。3#煤层自燃倾向性等级为Ⅰ级，属易自燃煤层，2#、8#煤层的自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。矿井水文地质条件中等，不存在带压开采情况。矿井水害主要来自地表水和老空积水，正常涌水量为200 m3/h，最大涌水量为309 m3/h，矿井核定生产能力500万t/a。

长期以来，在岩石斜巷掘进中，该矿采用普通耙装机耙装矸石和钻爆破岩。施工工艺流程为交接班安全检查、临时支护、拱部锚网、拱部喷浆、打上部眼、倒矸和装矸、两帮锚网、喷帮布浆、打下眼部炮眼、装药放炮通风以及交接班。大约每掘进30 m，需停止掘进，开始出矸、钉道、延接管路和移耙装机等，一次成巷无法实现。

(1)钻眼环节。将120个炮眼布置于大断面岩巷全断面中，采用2台气腿式凿眼机打眼，每个炮眼耗时6～8 min，总体打眼时间需4～5 h，所需人员5～6人，具有较大噪音，劳动强度较大，掘进面打眼振动导致壁面掉矸易导致施工人员受伤[1]。

(2)排矸、出矸环节。下山掘进距离较长，出矸耗时较长，大大制约了巷道施工进度[2]。根据 21 m2断面进行计算，一茬炮出矸量约50矿车，若每钩提升出矸矿车的数量为2辆，那么需要提升的次数为25次，按500 m斜巷提升距离计算，绞车提升速度为1 m/s，由于上车场调车和摘挂钩会对其产生影响，每处2辆矿车需用时20～25 min，仅出矸环节便需耗时12～13 h。

(3)生产组织环节。在出矸过程中，绞车被矿车占用，故而无法在第一时间将喷浆所需的混合料运至耙装机后方，喷浆和出矸无法进行平行作业，严重制约了巷道施工进度。根据相关统计显示，一次成巷在耙斗式耙装机装岩中无法实现，每次挪移耙装机进行巷道支护需用时2～3 d，巷道掘进月进尺约50 m。

2 掘进支护方案

2.1 掘进方案

根据该矿巷道掘进存在的效率低下、安全性隐患突出的问题，本研究借助EBZ260型掘进机，并根据巷道煤层特征，将巷道断面分为如图1所示的4个部分，按照不同的掘进顺序，设计了2种掘进方案。方案Ⅰ从巷道左帮开始，呈倒“L”形对拱顶至中轴线的①区以及帮顶进行掘进，沿该方向向下对②区进行掘进直至底板，而后由中轴线往右上方掘进③区至拱定，最后往下对④区进行掘进。方案Ⅱ由巷道左下帮脚①区往右帮脚②区掘进，而后分别对左帮顶③区和右帮顶④区进行掘进，切割顺序为逆“S”形[3]。

图1 掘进方案示意

为进一步进行巷道优选，采用FLAC3D软件通过构建巷道数值模型进行分析。本研究将巷道围岩视为各向同性材料，以摩尔-库伦屈服原则为依据构建数值模型。模型模拟的巷道埋深约480.4 m，模型尺寸为30 m×24 m(宽×高)(图2)。

图2 参数化计算模型

数值分析表明：

(1)方案Ⅰ。在掘进①区时，围岩应达到的最大主应力(-18.1 MPa)在帮右掘进转移的一侧出现，说明围压侧压力影响极易对巷道产生影响进而出现位移收敛，帮顶处应力为0，塑性区得以形成，冒顶发生率极高；②区掘进后的围岩最大应力为-19.3 MPa，进而形成了应力集中效果，围岩易向硐室内部移动，可采用临时支护方法；③区掘进后，围岩应集中转移至拱顶，由于上部弧形帮顶的因素，右帮围岩应力集中趋势变弱，并且塑性区开始向顶板、底板位置扩展，塑性区域扩大，薄弱的底板和帮顶范围越来越大；④区掘进后，围岩应力呈现出对称特点，在一定程度上减小了应力集中区域，表明之前不对称开挖对围岩造成了较大扰动，待巷道断面形成后且应力重新分布后巷道围岩方可趋于稳定[4-5]。

(2)方案Ⅱ。对①区进行掘进时，应力集中区域在围岩四周出现，最大主应力为-8.2 MPa，相较于方案Ⅰ的最大主应力(-18.1 MPa)，主应力降幅约54.7%，并且塑性区范围在一定程度上有所缩小，硐室安全性更高；②区掘进后，围岩应力集中区逐渐转移至更深的部位，集中区呈对称分布，应力集中值增加至-10.5 MPa，同时塑性区扩展范围并不明显；③区掘进后，围岩应力进行了重新分布，应力集中区基本消失，巷道有顶角。位置塑性区发展速度极快，易出现塌落；④区掘进后，应力集中区有所变化，即逐渐向巷道深部发展，围岩应力进行了重新分布后，拱部塑性区有所减小而两帮塑性区有所发展，但相较于方案Ⅰ，塑性区应力集中值和扩展深度均较小[6]。总体上，相较于方案Ⅰ，方案Ⅱ更为安全可行。

2.2 支护方案

该矿巷道掘进临时支护采用喷浆技术，既费力又费时，导致工作面环境恶劣，本研究结合拱型岩巷特点[7]以及工作面地质条件，对该矿2#辅助运输大巷 ZLJ-10/21拱型机载液压临时支护系统进行了研发，其支护宽度为2.3～3.0 m。

根据深部巷道围岩的变形破坏机理，并结合2#辅助运输大巷工作面的具体情况，对巷道耦合支护方案进行了设计(图3)。第1次耦合支护时，锚杆规格和间排距分别为φ22 mm×2 500 mm、1 000 mm×1 00 mm，配合使用碟形高凸调角托盘[8-10]。起拱线上锚固剂分别采用1支MSCK2360、MSK2380型锚固剂；起拱线下所有锚杆配备2支MSCK2360型树脂药卷。锚网网孔规格和网片规格分别为1 000 mm×100 mm、1 200 mm×1 200 mm。当经过锚网耦合支护后的围岩稳定性较好时，便可进行第2次支护。在掘进工作面后方约30 m处对巷道围岩关键位置进行锚索支护。采用φ18.9 mm×6 300 mm预应力松弛度较低、强度较高的钢绞线锚索，间排距为2 000 mm×3 000 mm(间距×排距)，与300 mm×300 mm×16 mm(长×宽×高)的托盘相结合，MSCK2360 型树脂锚固剂共应用3支，锚索锚入稳定的基岩深度不宜小于1 500 mm。

3 工程应用

图3 巷道耦合支护设计示意(单位：mm)

2013年1—7月，杜儿坪煤矿2#辅助运输大巷计划进尺670m，实际累计进尺为910m，平均每月进尺130 m，其中2013年1—7月进尺分别为105，115，123，132，140，145，150 m。可见，该矿的岩巷月进度大于150 m的能力已经具备。EBZ260型掘进机每个循环截割出矸需耗时50 min，每班将1个小循环和切割大循环完成后，共进尺3 m[4]。采用钻爆法掘进时，工作面环境十分恶劣，施工人员矽肺病的发病率较高。而采用EBZ260型掘进机施工巷道后，由于该型设备自带了除尘装置，并且可以进行遥控操作，作业环境得到了大幅度改善，施工安全性得以提高。

4 结 语

为有效提高煤矿大断面巷道掘进效率，以山西杜儿坪煤矿为例，对相应的巷道掘进支护方案进行了设计和工程应用，取得了显著效果，对于类似矿山巷道安全掘进也有一定的参考价值。