特厚煤层巷道快速掘进与支护技术应用

李国鑫

（大同煤矿集团有限责任公司，山西 大同 037000）

1 工程概况

山西大同煤矿集团马道头煤矿8404 工作面为北四盘区的首采工作面，工作面开采3#-5#合并煤层。3#煤层平均厚度6.4 m，5#煤层厚度15.92 m，合并煤层平均厚度22.32 m。煤层平均倾角5°，煤层平均含有3 层夹矸，夹矸层厚度为1.35 m，夹矸的主要岩性为泥岩。煤层顶板岩层为泥岩和中细砂岩，底板岩层为泥岩和细砂岩。采用一次采全高综采放顶煤开采。2404 皮带顺槽主要为8404 工作面提供运输、行人和进风等服务。2404 皮带顺槽沿3#-5#煤层底板掘进，掘进宽5.5 m，高3.6 m，巷道长度为4 175 m，埋深约300 m。为缓解采掘接续紧张，需要提高巷道的掘进速度，采用MB670 掘锚一体机进行2404 皮带顺槽的掘进作业。

2 巷道围岩控制方案

2.1 支护参数的选取原则

根据2404 皮带顺槽围岩的具体地质条件可知，3#-5#合并煤层较为松软破碎，围岩的整体性相对较差，需要较大的支护阻力，采用高强高预应力锚杆支护技术［1-2］。为充分发挥锚杆支护效果，现具体讨论锚杆预应力、锚杆锚固方式和钢带的支护效果。采用FLAC3D数值模拟软件建立数值模型，固定模型底边及侧边位移，在模型顶部施加等效自重载荷，在初始地应力平衡后，分别进行锚杆预应力、锚固方式和钢带作用的模拟分析。

（1）锚杆预应力：合理的锚杆预应力能够充分保障锚杆的支护效果； 当锚杆的预应力过低时，此时在锚杆周围岩体内形成的压应力区域过低，锚杆与锚杆间预应力的传递不能形成有效的整体；锚杆在高预应力下，其形成的压应力扩散区域较广，能够覆盖住锚杆支护区域的顶板，进而充分发挥出锚杆的主动支护效果（见图1）；根据相关研究表明［3］，合理的锚杆预紧力一般为锚杆杆体屈服强度的30%～50%。

图1 不同锚杆预应力形成的附加应力场分布［4］

（2）锚固方式：通过数值模拟［5］得出锚杆在采用端部锚固、加长锚固和全长锚固三种方式下附加应力场的分布规律见图2。分析图2 可知，锚杆采用端部锚固时，锚杆锚固端和托盘端预应力的作用范围较大，但锚杆中部区域的压应力扩散范围较小；当锚杆采用加长锚固方式时，锚杆在全长上压应力的分布相对较为均匀，预应力的扩散范围相对缩小；锚杆采用全长锚固时，预应力的扩散范围进一步缩小，预应力在围岩内形成类似“高脚杯”形的压应力分布区。针对相对松软的顶板区域，采用加长锚固或全长锚固，通过施加较高的预应力能够有效实现预应力的扩散，实现锚杆对顶板岩层的主控控制。

图2 不同锚固方式锚杆的附加应力场分布［6］

（3）钢带的作用：为分析锚杆支护体系中钢带的作用，现采用数值模拟的方式分别进行锚杆支护采用钢带和不采用钢带时的模拟分析，根据数值模拟结果［7］得出附加应力场分布云图见图3。分析图3能够得出，锚杆支护在无钢带时，锚杆的中部和尾部形成的压应力区域彼此相互独立，预应力的扩散范围相对较小；当锚杆支护中采用钢带时，此时锚杆在沿着钢带长度方向上的压力扩散区域明显出现增大，压应力在岩层中呈现出椭圆形分布，且不同锚杆之间形成的压应力之间能够相互连接。

基于上述分析可知，锚杆支护体系中采用钢带能够保障锚杆预应力的有效扩散，提升锚杆的主动支护，改善锚杆的支护效果，有效实现对围岩的主动控制。

图3 有无钢带锚杆预应力形成的附加应力场分布［7］

2.2 支护方案设计

基于上述分析，结合巷道的具体地质条件，确定巷道采用高强高预应力锚杆支护技术，具体支护方案如下：

（1）顶板支护：锚杆采用Φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢筋，排距1 000 mm，顶板中间两根锚杆间距1 100 mm，其余锚杆间距950 mm，均垂直顶板布置；采用树脂加长锚固，锚杆预紧扭矩为300 N·m。锚索采用Φ17.8 mm×6 300 mm的1×7 股高强度低松弛预应力钢绞线，间距×排距=2 000 mm×2 000 mm，同样采用加长锚固，锚索均垂直顶板打设，设置预紧力为200 kN。

顶板采用Φ6 mm钢筋编织的钢筋网护顶，网孔规格100 mm×100 mm，网片规格为3 200 mm×1 200 mm，同时采用长×宽×厚度=450 mm×280 mm×4 mm的W钢带保障锚杆索预应力的有效扩散。

（2）两帮支护：锚杆的各项规格参数均同顶板，间排距为1 000 mm×1 000 mm，帮部锚杆均垂直于帮部布置；预紧扭矩同样为300 N·m，采用菱形金属网（8#铁丝）进行护帮，网片规格为3 600 mm×1 200 mm，网孔规格50 mm×50 mm，帮部同样采用W钢护板，型号同顶板。

具体2404 皮带顺槽的支护方案见图4。

图4 2404 皮带顺槽支护方案

3 快速掘进施工工艺

3.1 掘锚机截割方式及进刀路线

掘锚机施工工艺在巷道掘进时最小空顶距约为1.8 m，控顶距较大，由于3#-5#合并煤层较为破碎，掘锚机掘进过程中虽有临时前探梁支护，但仍可能存在漏顶现象，这会严重影响快速掘进和施工安全。现设计在进行锚杆支护的同时，在煤壁中部插入滚筒割煤，以降低空顶距，防止顶板出现漏顶情况。具体掘锚机割煤支护工序见图5。

图5 巷道掘进割煤支护工艺

3.2 掘锚机支护系统设计

根据MB670 掘锚一体机的技术参数可知，该掘进期固定循环进尺是1 m，结合上述2404 皮带顺槽的支护方案可知锚杆间的排距同样为1 m，然而掘锚机上锚杆机能够提供的顶、帮锚杆机间距是1.3 m，因此在进行顶、帮支护时，不可能一次性达成一排。为了使顶部和帮部锚杆最终能够达成一排，需要在实际作业时，连续2 个循环进尺，且不进行帮部支护，也就是说，顶锚杆已领先帮锚杆2 m，在此情况下，机组后退700 mm，然后进行帮锚杆支护，如此便能使得顶部和帮部锚杆同在一排，或者掘进2 个循环进尺之后不退机组，使得顶板锚杆与帮部锚杆不再同一排。

现根据2404 皮带顺槽的地质条件，采用FLAC3D软件模拟顶、帮锚杆对齐成排、顶部锚杆领先帮部锚杆300 mm两种情况下的巷道支护应力状态，建立数值模型长×宽×高=200 m×100 m×50 m；固定模型底边及侧边位移，在模型顶部设置上覆岩层等效荷载7.5 MPa，模型中各岩层参数依据工作面围岩力学测试结果选取，具体各项参数见表1。在模型自重载荷平衡后进行巷道开挖及不同方式的支护作业。

表1 3#-5#煤层顶底板岩层物理力学参数

内摩擦角/°砂质泥岩2 7420.16203.61.130岩性密度/（kg/m3）泊松比弹性模量/GPa粘聚力/MPa抗拉强度/MPa 3#-5#煤1 4000.30101.90.617泥岩2 4000.20153.21.919砂质泥岩2 7420.16203.61.130

根据数值模拟结果能够得出不同锚杆布置形式下的应力云图见图6。

图6 锚杆布置应力云图

通过对图6 中（a）、（b）对比，发现以上两种支护方式下的支护应力状态基本相差不大，锚杆对齐时，其所受的最大主应力约为0.035 5 MPa，顶部锚杆领先帮部锚杆300 mm时，其所受的最大主应力则为0.034 4 MPa，略小于前者。究其原因，主要是对齐状态下，顶部锚杆和帮部锚杆所受的压应力在同一平面上，应力相对集中，在叠加效果下形成的主应力略微增大。

通过以上分析可知，采用连续作业2 个循环进尺不退机组支护方案时，虽然顶部锚杆领先帮部锚杆300 mm，但是其支护应力场与顶帮锚杆对齐的支护应力场基本一致。而且根据实际统计，假如作业2 个循环进尺之后不退机组，这样便能节省9 min，虽然顶部和帮部锚杆不能达成一排，但顶部支护之后，紧接着进行帮部支护，仍能够阻止片帮冒落。

3.3 效果分析

在2404 顺槽掘锚一体机掘进作业时，通过长期对掘进进度进行统计分析，能够得出巷道采用上述快速掘进工艺后，每天的掘进进尺由以前的18 m变成23 m；最大单班进尺数为12 m，最大日进尺23 m/d。掘进正常进行时完成一个循环的作业时间为45 min，包括7.8 min的割煤时间以及37.2 min的支护时间。最大月进尺508 m，效率提高0.14 m/工，循环周期降低35 min，掘进效率大幅提高。

另外在巷道掘进期间，分别在滞后掘进头10 m、20 m和30 m的位置处布置巷道表面位移监测站，根据监测结果得出围岩变形见图7。

分析图7 可知，巷道在现有支护方案下掘出60 d后，巷道顶底板及两帮变形量基本达到稳定状态。其中1#～3#测站中最大顶底板和两帮移近量分别为120 mm和69 mm，围岩变形量相对较小，支护方案保障了围岩的稳定。

4 结语

根据2404 皮带顺槽的地质条件，通过分析各项支护参数的选择原则，进行巷道围岩控制方案的设计，并结合MB670 掘锚一体机的特征，设计掘锚机割煤支护工序和割煤作业方式，确定掘锚机支护系统采用2 个循环进尺不退机组的顶帮不成排支护工艺。实际应用效果表明，调整后的掘锚工艺巷道掘进速度能够得到较大幅度的提升。