深井沿空巷道快速掘進(jìn)及圍巖控制技術(shù)研究

孫興平 張東 張瑞

摘 要：深埋煤礦采掘銜接緊張是制約礦井安全高效生產(chǎn)的主要問(wèn)題之一，回采巷道的快速掘進(jìn)將有利于緩解這一緊張局面。以顧橋煤礦1126（1）回風(fēng)巷為例，利用彈塑性理論分析了1125（1）工作面?zhèn)认驊?yīng)力分布規(guī)律及分區(qū)破壞特征，闡明了1126（1）回風(fēng)巷圍巖應(yīng)力環(huán)境;利用FLAC3D數(shù)值模擬研究了掘進(jìn)期間錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”等不同布置形式對(duì)巷道圍巖變形及應(yīng)力分布特征的影響，通過(guò)巷道圍巖穩(wěn)定性對(duì)比分析，降低巷道掘進(jìn)期間支護(hù)強(qiáng)度，采用“2-0”錨索布置的初始支護(hù)控制掘進(jìn)期巷道圍巖變形，使掘進(jìn)工作面后方永久支護(hù)與掘進(jìn)平行作業(yè)，從而提高了掘進(jìn)效率。

關(guān)鍵詞：沿空掘巷;初始支護(hù);快速掘進(jìn);平行作業(yè)

Abstract：The tight connection of deep mining is one of the main problems that restrict the safe and efficient production of the mine. The rapid excavation of the mining roadway will help to alleviate this tension. Taking the 1126 （1）track of Guqiao Coal Mine as an example， the lateral stress distribution law and zonal failure characteristics of 1125 （1）working face are analyzed by using the elastic-plastic theory， and the stress environment of 1126 （1）track is obtained. The deformation and stress characteristics of the surrounding rock of roadways with different arrangement of anchor cables such as 1-0， 2-0， 3-0 and 4-0 are studied by numerical simulation FLAC3D.By reducing the initial support strength during the tunnel excavation and adopting 2-0 anchor cable arrangement to control the deformation of the surrounding rock during the excavation，the permanent support behind the excavation face can be operated in parallel with the excavation，which will improve the excavation efficiency.

Key words：Gob-side entry driving; initial support; speedy drivage; simultaneous operation

隨著礦井開(kāi)采深度不斷增加，采場(chǎng)圍巖地質(zhì)條件越發(fā)復(fù)雜，大斷面、高地壓、支護(hù)工藝、掘進(jìn)工序多等因素都制約著巷道快速掘進(jìn)的速度，進(jìn)而影響著礦井的生產(chǎn)接續(xù)，造成礦井的采掘銜接關(guān)系緊張[1-4]。就巷道支護(hù)而言，掘進(jìn)機(jī)完成一個(gè)循環(huán)進(jìn)尺后，需要對(duì)巷道圍巖進(jìn)行加固，以確保巷道穩(wěn)定性和施工安全，巷道圍巖支護(hù)時(shí)間占巷道施工總時(shí)間的60%～70%以上[5]。如果掘進(jìn)與巷道支護(hù)無(wú)法平行作業(yè)，就會(huì)極大制約巷道掘進(jìn)效率。

國(guó)內(nèi)外學(xué)者對(duì)如何實(shí)現(xiàn)巷道快速掘進(jìn)展開(kāi)了廣泛研究，并取得了積極成效。文獻(xiàn)[6]結(jié)合中深孔鉆爆理論，選擇能同時(shí)完成打眼和裝矸工藝的機(jī)械設(shè)備提高了掘進(jìn)速度;文獻(xiàn)[7]通過(guò)選用連采機(jī)進(jìn)行雙巷快速掘進(jìn)，滿(mǎn)足了高效集約化生產(chǎn)的要求;文獻(xiàn)[8]分析了國(guó)內(nèi)外煤礦井下巷道綜掘技術(shù)、裝備的差距，指出了我國(guó)掘進(jìn)機(jī)及綜掘技術(shù)的發(fā)展方向;文獻(xiàn)[9]通過(guò)改進(jìn)支護(hù)材料、優(yōu)化操作工序的手段，整體提升了掘進(jìn)速度;文獻(xiàn)[10]提出了一種空頂距確定方法，使巷道永久支護(hù)和掘進(jìn)得以同時(shí)進(jìn)行，有效的提高了掘進(jìn)速率。但上述方法對(duì)圍巖條件要求較高，對(duì)受側(cè)向采動(dòng)影響圍巖破碎的窄煤柱沿空巷道掘進(jìn)的參考價(jià)值有限。

因此，提出先在掘進(jìn)工作面隨掘進(jìn)完成初始支護(hù)，后補(bǔ)強(qiáng)加固形成永久支護(hù)，實(shí)現(xiàn)平行作業(yè)，提高巷道掘進(jìn)速率。但由于巷道作業(yè)空間有限，掘進(jìn)頭50m范圍內(nèi)布置有綜掘機(jī)、轉(zhuǎn)載機(jī)和自移機(jī)尾，難以布置錨桿液壓鉆車(chē)作業(yè)。因此，拆分初始與永久支護(hù)作業(yè)空間，在掘進(jìn)頭至皮帶自移機(jī)尾約50m范圍利用錨桿鉆機(jī)完成巷道錨桿及部分錨索的初始支護(hù)，后在膠帶輸送機(jī)段擇機(jī)補(bǔ)強(qiáng)加固形成永久支護(hù)。本文根據(jù)巷道圍巖狀態(tài)及所處應(yīng)力環(huán)境，在滿(mǎn)足圍巖穩(wěn)定性的前提下確定初始支護(hù)參數(shù)，再根據(jù)實(shí)際施工狀況維持或調(diào)整初始支護(hù)強(qiáng)度，平衡永久支護(hù)與掘進(jìn)的時(shí)間，使永久支護(hù)與掘進(jìn)作業(yè)平行，提高掘進(jìn)效率。

1 采空區(qū)側(cè)向煤巖體力學(xué)狀態(tài)解析

顧橋礦1126（1）工作面平均埋深870m，主采11-2煤層，平均采厚3.1m，其中1126（1）回風(fēng)巷沿1125（1）采空區(qū)邊緣布置，留設(shè)8m煤柱，巷寬6m，屬沿空巷道，如圖1所示。

沿空掘巷的關(guān)鍵是確定合理的窄煤柱寬度，不僅要提高回采率，隔離采空區(qū)，還應(yīng)避免高應(yīng)力支撐壓力作用，滿(mǎn)足煤柱承載穩(wěn)定的關(guān)鍵要求[11-13]。但隨著煤層開(kāi)采深度的不斷增加，必須增加煤柱寬度以確保采空區(qū)的有效隔離，這就與避免高應(yīng)力相矛盾，可能使得沿空巷道位于應(yīng)力增高區(qū)，因此必須明確沿空巷道圍巖應(yīng)力分布特征，以指導(dǎo)支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)，在保證工程安全施工的前提下降低支護(hù)成本。結(jié)合以往對(duì)采空區(qū)周?chē)鷰r體的承載力學(xué)研究，采空區(qū)側(cè)向煤巖體受采動(dòng)應(yīng)力影響，致使側(cè)向煤巖體發(fā)生變形破壞，形成松散破碎區(qū)、塑性變形區(qū)和彈性區(qū)[14-16]，如圖2所示。

采空區(qū)邊緣沿空煤巖體處于二向應(yīng)力狀態(tài)，應(yīng)力集中導(dǎo)致邊緣沿空煤巖體發(fā)生嚴(yán)重破壞，形成破壞裂隙發(fā)育嚴(yán)重的松散破碎區(qū)，該區(qū)域的圍巖承載能力極弱且不足以承載其內(nèi)部所布置的工程巖體結(jié)構(gòu)穩(wěn)定。繼松散破壞區(qū)內(nèi)部邊界向深部延伸，煤巖體盡管已發(fā)生裂隙破壞，從覆巖承載結(jié)構(gòu)的大范圍來(lái)看，該區(qū)域圍巖已經(jīng)發(fā)展成屈服破壞的塑性變形區(qū)，塑性區(qū)煤巖體尚保持著三向應(yīng)力狀態(tài)，具有一定的承載能力，因此，該區(qū)域巖體能維持巷道等小規(guī)模工程巖體結(jié)構(gòu)的圍巖穩(wěn)定。自塑性變形區(qū)向深部延伸為未破壞的煤巖體彈性區(qū)，圍巖應(yīng)力在彈塑性分界線(xiàn)達(dá)到最大，并隨著深入煤巖體而收斂于原巖應(yīng)力水平。

破碎區(qū)、塑性區(qū)和彈性區(qū)煤巖體受力如圖3所示，取沿空煤巖體的微元作為研究對(duì)象進(jìn)行受力分析，如圖3（b）所示，煤巖體主要受到上覆巖層轉(zhuǎn)遞的垂直載荷σy、水平應(yīng)力σx、側(cè)向邊緣的水平阻力Pi和上下邊界錯(cuò)動(dòng)產(chǎn)生的切應(yīng)力τ作用，由此，建立微元體的受力平衡方程

根據(jù)1126（1）回風(fēng)巷具體工程條件：煤厚3.0m，煤巖體上下邊界錯(cuò)動(dòng)摩擦阻力系數(shù)為0.2， 煤巖體邊界的水平阻力為0MPa， 破碎區(qū)煤巖體粘聚力0.22MPa， 煤巖體內(nèi)摩擦角28°、內(nèi)聚力3.6MPa，煤巖體軟化模量60MPa，塑性區(qū)煤巖體的頂?shù)装遄冃伍]合角6.4°，采動(dòng)影響條件下側(cè)向沿空煤巖體垂直應(yīng)力集中系數(shù)2.3，原巖應(yīng)力24 MPa。將以上參數(shù)代入窄煤柱沿空掘巷的煤柱寬度留設(shè)條件方程，解得破碎區(qū)深度

結(jié)合公式（5）～（7），可繪制采空區(qū)側(cè)向煤巖體應(yīng)力分布特征，如圖4所示。由圖4可知，采空區(qū)側(cè)向煤巖體的垂直應(yīng)力隨著深入煤巖體，松散破碎區(qū)和塑性變形區(qū)范圍增加，塑性變形區(qū)的增加速率遠(yuǎn)大于松散破碎區(qū)的;垂直應(yīng)力在彈塑性交界處達(dá)到峰值點(diǎn)，并隨著深入彈性區(qū)而逐漸降低區(qū)域內(nèi)呈增加態(tài)勢(shì)，其中在塑性變形收斂于原巖應(yīng)力。水平應(yīng)力隨著深入煤巖體在全區(qū)內(nèi)增速最快，在彈性區(qū)內(nèi)逐漸收斂于原巖應(yīng)力。煤巖體側(cè)向應(yīng)力系數(shù)整體上呈上升趨勢(shì)，僅在塑性變形區(qū)小幅波動(dòng)。

根據(jù)上述計(jì)算結(jié)果可知，沿空巷道掘進(jìn)前，采動(dòng)應(yīng)力峰值剛好位于巷道處，偏向煤柱一側(cè)，因此考慮采用非對(duì)稱(chēng)支護(hù)方式，加強(qiáng)煤柱側(cè)支護(hù)。

2 巷道圍巖支護(hù)參數(shù)的確定

2.1 巷道永久支護(hù)設(shè)計(jì)

1126（1）工作面回風(fēng)巷設(shè)計(jì)巷道斷面凈寬×凈高=6.0m×3.8m，根據(jù)采空區(qū)側(cè)向煤巖體圍巖應(yīng)力分布特征，采用非對(duì)稱(chēng)支護(hù)方案，加強(qiáng)煤柱側(cè)支護(hù)，設(shè)計(jì)沿空巷道永久支護(hù)方案如下

①巷道頂板：采用7根左旋螺紋鋼錨桿加M5型鋼帶、10#菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，錨桿規(guī)格為22mm×2 800mm，錨桿間排距850mm×900mm。在頂板每排錨桿中間位置和頂板煤柱側(cè)布置一套高預(yù)應(yīng)力錨索梁，鋼絞線(xiàn)規(guī)格為21.8mm×6 200mm，鋼絞線(xiàn)下鋪設(shè)2.6m的T2型鋼帶，鋼帶上三眼孔，間距1.1m，即“3-3”加煤柱側(cè)走向布置。

②巷道兩幫：采用豎向5根左旋螺紋鋼錨桿支護(hù)，M5型鋼帶、10#菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，錨桿規(guī)格為22mm×2 500mm，間距為850mm，排距900mm。在煤柱側(cè)增加兩排走向錨索， 錨索規(guī)格為21.8mm×4 300mm，間排距1 300mm×900mm，設(shè)計(jì)預(yù)緊力不低于120kN，錨固力200kN，如圖5所示。

在工程實(shí)踐中，該方案能有效控制巷道圍巖變形，但掘進(jìn)頭掘進(jìn)、支護(hù)速度緩慢，尤其是頂板高強(qiáng)度、高密度錨索支護(hù)時(shí)間占巷道總施工時(shí)間的60%～70%。為實(shí)現(xiàn)沿空巷道的快速掘進(jìn)，提出將巷道支護(hù)方案分為初始支護(hù)和永久支護(hù)兩部分，即將錨桿及部分錨索、鋼帶及金屬網(wǎng)作為初始支護(hù)，在掘進(jìn)頭施工;滯后掘進(jìn)頭，補(bǔ)打幫部及頂部剩余錨索后形成永久支護(hù)。

2.2 初始支護(hù)方案對(duì)比分析

根據(jù)上述思路，提出“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”四種錨索布置的初始支護(hù)方案，用于支護(hù)掘進(jìn)頭至自移機(jī)尾段。其中“1”、“2”、“3”、“4”代表一排的錨索數(shù)，“0”代表第二排的錨索數(shù)量，后續(xù)重復(fù)。如“2-0”表示第一排打2根錨索，第二排不打錨索。

如圖6所示，頂板錨索采用“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時(shí)，頂板最大下沉量分別為 127.6mm、112.4mm、112.1mm、111.9mm。對(duì)比發(fā)現(xiàn)，“2-0”、“3-0”、“4-0”錨索布置的初始方案在頂板下沉控制方面沒(méi)有明顯差異，能夠起到掘進(jìn)頭支護(hù)的作用。

如圖7所示，從巷道圍巖垂直應(yīng)力分布看，錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時(shí)，錨固范圍內(nèi)最小垂直應(yīng)力分別為1.53MPa、1.62MPa、1.624MPa、1.63MPa，可見(jiàn)，“2-0”、“3-0”、“4-0”布置時(shí)，巷道圍巖應(yīng)力變化不明顯。

綜上所述，選取錨索“2-0”布置的支護(hù)方案對(duì)掘進(jìn)頭進(jìn)行初始支護(hù)，而后再滯后掘進(jìn)頭一段距離補(bǔ)打幫部及頂部剩余錨索以形成永久支護(hù)，使掘進(jìn)工作面后方永久支護(hù)與掘進(jìn)平行作業(yè)，從而提高掘進(jìn)效率。

2.3 永久支護(hù)時(shí)機(jī)確定

除支護(hù)參數(shù)外，二次支護(hù)的時(shí)機(jī)也是影響巷道圍巖穩(wěn)定性的重要因素，文獻(xiàn)[17]確定了二次支護(hù)最佳時(shí)間的理論公式，指出最佳支護(hù)時(shí)間TS可表示為經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)及實(shí)驗(yàn)研究，取參數(shù)P=24MPa，pi=0MPa，σc=11.98MPa， c′=1.26MPa， φ=25°， a=0.3， b=100，依據(jù)公式（8）可得0≤TS≤6.1d?？紤]到深井巷道圍巖壓力大，具有流變特性，必須先讓壓后支護(hù)，為了充分釋放深井巷道圍巖變形能[18]，確定二次支護(hù)最佳時(shí)間為5～6d。膠帶輸送機(jī)段位于掘進(jìn)工作面50m以后，按照巷道掘進(jìn)速度14m/d，在膠帶輸送機(jī)段補(bǔ)加永久支護(hù)，支護(hù)時(shí)機(jī)滿(mǎn)足理論要求。

3 工程實(shí)測(cè)

按“2-0”式錨索布置方案對(duì)1126（1）回風(fēng)巷支護(hù)后，提高了巷道掘進(jìn)效率，實(shí)現(xiàn)了沿空巷道的快速掘進(jìn)，月進(jìn)尺400m以上，為礦井安全高效生產(chǎn)提供了保障。如圖8所示，對(duì)初始支護(hù)下巷道變形進(jìn)行監(jiān)測(cè)，頂板最大下沉量106mm，煤柱側(cè)及實(shí)體煤側(cè)煤幫最大變形量分別為59mm、38mm，底臌量166mm，“2-0”式錨索布置初始支護(hù)方案滿(mǎn)足掘進(jìn)期間巷道穩(wěn)定性的控制要求。補(bǔ)強(qiáng)加固形成永久支護(hù)45 d后，頂板最大下沉量234mm，煤柱側(cè)及實(shí)體煤側(cè)煤幫最大變形量分別為187mm、142mm，底臌量553mm。以上數(shù)值表明，巷道頂板及兩幫均得到有效控制，底板未采取支護(hù)或卸壓措施，在高地應(yīng)力作用下出現(xiàn)較明顯底臌變形，回采前進(jìn)行了臥底處理，實(shí)現(xiàn)了1126（1）工作面安全回采。

4 結(jié)論

（1）利用彈塑性理論分析了1125（1）工作面?zhèn)认驊?yīng)力分布規(guī)律及分區(qū)破壞特征，解析得出1126（1）回風(fēng)巷圍巖應(yīng)力環(huán)境，為巷道支護(hù)設(shè)計(jì)提供了理論支撐。

（2）數(shù)值模擬研究了掘進(jìn)期間錨索“1-0”、“2-0”、“3-0”、“4-0”初始支護(hù)時(shí)巷道圍巖變形及受力特征，結(jié)果表明，“2-0”支護(hù)方案能夠有效控制掘進(jìn)工作面圍巖變形。

（3）將巷道支護(hù)分為初始支護(hù)和永久支護(hù)兩部分。錨桿及部分錨索、鋼帶及金屬網(wǎng)作為初始支護(hù)，實(shí)現(xiàn)掘進(jìn)期間巷道圍巖穩(wěn)定性控制;滯后皮帶自移機(jī)尾，補(bǔ)打幫部及頂部剩余錨索后形成永久支護(hù)。使得掘進(jìn)工作面后方永久支護(hù)與掘進(jìn)平行作業(yè)，提高了掘進(jìn)效率。

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（責(zé)任編輯：丁 寒，吳曉紅）