掘进工作面支护优化探讨

王 涛

(山西煤炭运销集团寿阳亨元煤业有限公司，山西 晋中 045400)

煤矿矿井开挖施工改变了应力分布的状态，如工作人员不能采取有效的支护措施，就会增大围岩位移和变形的机率，从而威胁生产安全，甚至造成严重的安全事故。因此，支护工作势在必行。

1 工程概况

某煤矿工作面倾斜长度为175 m，总长度为1 500 m，工作面面积为284 316 m2，煤层平均厚度为4.1 m，处于近水平煤层。采用综合机械化采煤方式。在采煤的过程中应始终坚持以此采全高、全部垮落的原则，于工作面东西两侧设置掘进巷道，巷道断面呈矩形，巷道断面的高度为4.5 m，宽度为5.1 m。巷道挖掘时存在着明显的问题。

一是循环进尺较小，循环进尺内仅掘进3排。掘进需要较长的时间，日进尺较小，效率较低。二是支护施工中会消耗较多时间，且分段施工时间较长，增加了单个循环内的时间消耗。三是掘进过程中造成大量的资源消耗，需要投入较高的施工成本。上述问题影响了巷道掘进效率，原有的支护方案不利于巷道掘进作业的开展。

2 测定煤岩物理力学参数

在理论计算和设计过程中，煤与岩石物理力学参数起到十分重要的作用，煤炭与岩石分类中，该参数也是重要的依据，试验人员应当加大研究力度。应用专业的电液伺服岩石试验系统研究15#煤与煤上敷衍层力学性质，利用巴西劈裂试验、单轴压缩试验及常规三轴压缩试验，确定煤与岩石关键物理力学参数，这也成为了支护参数计算和支护方案设计的基础。

3 巷道锚杆索支护参数的调整

3.1 参数模拟

指定巷道开展数值模拟，加大模型水平位移的控制力度，同时确保模型能够实现底层自由下沉。模型底部固定方向未出现位移，且上部主要为自由界限，设计人员需在应力变化的基础上，对其加以控制和调整。确定边界加载条件时，设计人员可根据实际控制模型周围尤其是边缘位置的水平位移量，且下方边界的活动范围也是设计人员限制的重点。工作人员应适度调整模型水平位移和垂直位移量。再者，模型的底部边缘对垂直方向的移动范围具有一定的影响，但是水平方向上的位移相对自由，不会受到外界因素的限制。且模型左右边缘位置也能够限定左侧和右侧的位移，但是垂直方向上则不受限制。两侧与底部边缘采取相同方向的转动控制。模型上部边界可视为应力边界，上覆岩层的重力影响数值与应力数值相等[1]。

3.2 参数模拟方案的编制

该煤层地质结构主要是由泥岩和石灰岩两部分组成的，且土质分布呈现不均匀特性，泥浆最小厚度约为0 m，最大为2.38 m，因此，顶板锚杆锚固区通常分为四种情况。工作人员可结合顶板实际确定参数和支护方式，在诸多方案中选择最优的设计方案。

方案1：如泥浆厚度超过2.1 m，且锚固段不在指定的灰岩当中，则泥岩较厚。工作人员要以锚网梁索联合支护的方式完成支护施工。选用直径为0.02 m，长为2.5 m的锚杆，顶部锚杆要保持0.8 m×1.2 m的间排距，帮锚杆应保持1.1 m×1.2 m的间排距，锚索的长为5 m，锚索直径0.018 1 m，同时其沿巷道顶板中部位置布置，排距设为2.5 m[2]。

方案2：泥岩厚度为1.6 m～2.1 m，锚固段处于指定灰岩之中，但灰岩厚度不足500 mm，此时泥岩的厚度不大，顶部锚杆的排间距可设置为1.0 m×1.2 m，锚索的长度可由5.0 m变为4.5 m。

方案3：如泥浆厚度不足1.6 m，锚固段的距离较长时，则泥岩较薄，工作人员需采用锚网+有效的支护措施完成支护施工，顶部锚杆的排间距为1.0 m×1.2 m,锚索长度为4 m。

方案4：如泥岩的厚度为0 m，则可将作业的会岩层视作巷道的直接定，这种情况下，顶板的硬度较大，不存在泥岩，所以不能够开展锚索支护的设置工作，并要求合理管控顶部锚杆的间距距离，保证其与原设计相同。

3.3 应力分布参数模拟结果

在巷道开挖作业中，围岩的应力分布方式发生了改变，顶板部分释放了较多应力，使两侧出现应力集中现象，且应力集中位置处于巷道壁位置。而巷道的水平应力主要为蝶形分布，两帮水平应力也得以释放，造成巷道上方应力集中的问题。应力数值分析中会得出，四种方案最大水平应力、最大垂直应力和应力集中系数等重要数值[3]。

经过高精度分析，当巷道顶板泥岩厚度逐渐变小后，整体支护强度也会逐渐降低，这时巷道顶板位置的垂直应力会上升，前三种方案的水平应力则会随着巷道顶板泥岩厚度的减小而有所降低。对此，需适度缩短锚索的长度，扩大锚杆间距，增加围岩的垂直应力。且保持各项重要参数不发生明显变化。方案4在与方案2对比中，垂直应力发生变化，而与方案3对比中，垂直应力则呈现变小趋势，不过支护效果并未存在明显变动。

3.4 位移参数模拟结果

在研究不同巷道的泥岩厚度、支护方式及垂直位移变化情况后，得出方案1的最大下沉量为24.3 mm，最大底鼓量17.1 mm，顶底板位移41 mm，巷帮最大位移34.5 mm，两帮移近量68.2 mm。依据方案2给出的各项数据，顶板最大下沉量26.2 mm，最大底鼓量15.3 mm，顶底板位移42 mm，巷帮最大位移量34.5 mm,帮移近量68.1 mm；在方案3中顶板最大下沉量30.5 mm，最大底鼓量为15.5 mm，顶底板移近量45 mm，巷帮部位的最大位移可达到34.8 m左右，两帮间的距离缩小68.2 mm。而在方案4中，顶板最大沉降量达到了22.8 m。底鼓最大值为12.5 mm，顶板与底板间距变动了35 mm左右，巷帮及两帮的距离分别变为35 mm和69.4 mm。

在分析和研究后，工作人员发现巷道顶板泥岩厚度与支护强度成负相关关系，且巷道围岩垂直位移也与巷道顶板泥岩的厚度成负相关关系，而水平位移的变化则并不明显。方案1、方案2和方案3的泥浆厚度明显下降，工作人员在缩小锚索长度，延长锚杆距离后，围岩的位移量有所增加[4]。不同方案的顶板位移量变化并不明显，两帮的移近量基本无差异。方案4中底板位移量较方案1少，而两帮的位移量则明显增加。该措施在加强顶板控制效果的同时，也改进了两帮的控制效果。

4 现场观测要点

4.1 布置观测点

在巷道支护中采用了优化支护方式，且工作人员对顶板及两帮表面位移实行为期一个月的动态监测。以100 m为试验巷道长度，任意设一点，并将其作为试验巷道的起点，自此设置测点，测点之间的距离为20 m，共设有4个测点，按照测点的位置做好标号。标号后应使用十字测量的方式完成观测工作。在巷道顶底板和两帮的中点设置4个测点，单个测点上设置横竖2条测线。

4.2 支护施工的整体效果

通过对回风顺槽巷道两帮及顶底板位移量持续一个月的观察分析了解到，回风顺槽巷道梁板的最大位移量达到68 mm，该数据出现在2号测点。经为期一个月的观察，两帮稳定，顶底板挤压最大位移量出现在3号测点，其最大位移量为42 mm，经42天的观察，顶底板依然十分稳定。

5 讨论

该煤层中，泥浆和石灰岩结构呈现不均匀分布现象，所以在巷道顶板锚固时，需从多方面进行考量，工作人员采用专业的数值模拟软件对4种不同情况进行巷道支护概况模拟。模拟后发现，在4种情况下应用对应的4套参数能够满足安全生产要求，且巷道围岩的变形量在合理区间内[5]。

在全方位现场实测后，巷道底板位置最大的位移量达68 mm，两帮的最大位移量则为42 mm，顶底的变形率和两帮的变形速率较小，围岩变形程度与变形速率维护了煤矿的生产安全。工作人员应用经优化和调整后的网-索联合支护方案后，有效改善了围岩变形的控制效果，围岩的强度有效增大，同时也维护了煤矿生产安全，加快了掘进速度。选择优化后的支护参数，巷道平均日进尺显著提高，其掘进的效率提高了5成左右，降低了支护施工中的成本投入，促进掘进施工的安全进行。

6 结语

综上所述，煤矿生产中，工作人员需根据煤矿生产实际，采取有效措施不断完善煤矿掘进方案，适度优化煤矿的生产条件，使工作面设置更为合理，而这也是煤矿生产质量得以改进的重要前提，有利于增大煤矿生产的经济效益。