深埋大斷面煤巷掘支協(xié)同技術(shù)及案例分析

楊國強

（中煤陜西榆林能源化工有限公司 大海則煤礦，陜西 榆林 719000）

掘進與回采是煤炭生產(chǎn)中2 個重要環(huán)節(jié)，高效掘進是保證正?；夭傻那疤醄1-2]。但是隨著工作面綜采設(shè)備的快速發(fā)展，工作面的回采能力得到大幅提高，而巷道掘進技術(shù)設(shè)備發(fā)展較為緩慢，使采掘平衡問題日益突出[3-4]。巷道掘進速度緩慢很大一部分原因是未實現(xiàn)掘支協(xié)同，未將已有的掘進設(shè)備充分利用并和支護工藝相結(jié)合，致使出現(xiàn)掘錨不協(xié)調(diào)、支護效果不理想、掘進速度緩慢等問題[5-6]。

眾多學者對高效掘支技術(shù)與掘進中應(yīng)力速度演化做了大量研究。秦二濤等[7]認為深部高應(yīng)力巷道的開挖可視為卸荷的過程，掘進速度增加時，巷道周圍產(chǎn)生的擾動與影響范圍均會減少；朱小鵬等[8]提出巷道的掘進和支護是1 個相互配合的完整系統(tǒng)，不僅要采用現(xiàn)代化的掘進和支護設(shè)備，還需對其中的各銜接工序進行優(yōu)化；劉躍東等[9]采用理論計算和數(shù)值模擬手段對掘進速度對巷道周圍應(yīng)力場、位移場的影響進行研究，得出提高掘進速度后，會導(dǎo)致巷道前方支承壓力峰值增大并向掘進工作面靠近；王步康[10]指出標準的缺失和落后是限制掘進技術(shù)裝備發(fā)展的關(guān)鍵因素；王虹等[11]通過數(shù)值模擬與試驗發(fā)現(xiàn)了低比能耗高效截割的相關(guān)規(guī)律。但目前已有研究中對支護技術(shù)和裝備性能的協(xié)同性研究還較少。

鑒于此，以大海則煤礦為工程背景，以掘支協(xié)同理念為核心，根據(jù)掘進設(shè)備結(jié)構(gòu)特點來減小支護密度，提出了采用跨界高效長錨固、機錨協(xié)調(diào)的支護體系。工程實踐表明：優(yōu)化后的支護方案對圍巖控制效果與掘進速度都有明顯改善，緩解了煤幫片幫、掘進速度慢等問題，為類似地質(zhì)條件的巷道高效掘支提供了借鑒。

1 工程地質(zhì)背景

1.1 工程地質(zhì)條件

20101 工作面回風巷全長3 138 m，沿2#煤層底板掘進。巷道為矩形斷面，寬×高=5 740 mm×4 550 mm。該煤層埋深為588～614 m，煤厚5.92～6.86 m、平均6.26 m，總體傾向西北方向，煤層傾角0.5°～1.5°。煤層直接頂板為泥質(zhì)粉砂巖，厚度為0～4.49 m，底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度1.8 m。

1.2 原支護方案

巷道原支護方案如圖1。原方案整體采用錨網(wǎng)索+W 鋼帶支護。頂板支護錨桿選用φ22 mm×2 400 mm 的左旋無縱筋500 號螺紋鋼錨桿，間排距為1 000 mm×1 100 mm，預(yù)緊扭矩不小于200 N·m，要求垂直于頂板安裝。錨索選用φ21.8 mm，1×19 股鋼絞線，長度6.3 m，間排距2 000 mm×2 200 mm，錨索預(yù)應(yīng)力不小于250 kN。

圖1 原支護方案Fig.1 Original support scheme

巷道幫部支護采用22#左旋無縱筋500 號螺紋鋼錨桿，間排距950 mm×1 100 mm，預(yù)緊扭矩不小于200 N·m。

2 掘支失衡分析及控制對策

2.1 掘支失衡成因

經(jīng)現(xiàn)場考察，對原支護方案進行了系統(tǒng)性分析，認為圍巖支護效果不佳、掘進速度慢、掘支失衡的主要原因是機錨失衡與高密度、低效能支護方式。

2.1.1 支護參數(shù)與掘錨設(shè)備性能匹配性差

由于原方案設(shè)計未充分考慮到掘進設(shè)備的結(jié)構(gòu)特征，致使部分錨桿傾斜安裝，造成了一定的安全隱患。掘進設(shè)備未能充分利用，支護參數(shù)與掘進設(shè)備不完全匹配。20101 回風巷采用“掘錨機+錨運機”配套作業(yè)，其中MB670-1 型掘錨機在設(shè)計方面具備以下特點。

1）4 臺頂板鉆機間距固定，施工范圍受限。4 臺鉆機水平間距分別為1 052、1 986、1 052 mm。鉆機可圍繞基座點左右擺動，最大擺動角度為8°、10°、12°、18°不等，但不可橫向水平移動。

2）空頂距、空幫距較大。掘進期間掘進工作面的最小空頂距離為3 m，最大空頂距離將達到4 m，最小空幫距為4.5 m，最大空幫距將達到5.5 m。

由于設(shè)備頂板鉆機間距固定且只能繞基座點擺動一定角度，而原方案中掘錨機4 部頂鉆施工6 根錨桿，會使頂板錨桿傾斜安裝不能達到垂直安裝的設(shè)計要求。

回風巷頂板錨桿支護配件采用拱形托盤，用調(diào)心球墊進行調(diào)心。施工錨桿時，若錨桿鉆孔與煤巖接觸面較為平整，托盤球面與球墊球面會有1 個回轉(zhuǎn)中心；當傾斜安裝角度過大時，兩者間將出現(xiàn)自鎖而不能相對回轉(zhuǎn)，致使錨桿尾部受力不佳，甚至出現(xiàn)錨桿尾部斷裂失效[12-14]。錨桿尾部受力狀態(tài)如圖2。

圖2 錨桿尾部受力狀態(tài)Fig.2 Stress state of anchor rod tail

通常情況下錨桿鉆孔與巖面不平整時施加預(yù)緊力后會出現(xiàn)錨桿尾部受力應(yīng)力集中情況。錨桿安裝并施加預(yù)應(yīng)力后桿體與巖石接觸于點A，錨桿在點A 受到拉力p、彎矩M 組合作用，點A 是受力最大且最容易破壞的位置，其受到的最大力σmax為：

式中：σ1為錨桿軸線方向的合力；τ 為彎矩產(chǎn)生的剪力。

桿尾同時受彎曲和剪切作用，發(fā)生球面自鎖使桿尾受力急劇惡化甚至斷裂使錨桿失效，從而引發(fā)巷道冒頂與片幫等安全隱患[15-16]。

巷道的空幫距與空頂距較大，并且煤體較為松軟地段縱向裂隙較發(fā)育，使局部地段片幫現(xiàn)象嚴重。原支護方案雖然支護密度高但是控頂能力弱。

2.1.2 基礎(chǔ)錨固層薄弱

原方案基礎(chǔ)錨固層較薄，難以形成頂板穩(wěn)態(tài)巖梁，對幫部變形抑制效果有限，導(dǎo)致片幫現(xiàn)象嚴重，支護效果不理想。同時支護密度較高，月進尺難以突破400 m。不同埋深巷道圍巖破壞如圖3。

由圖3 可知，當巷道處于低地應(yīng)力淺埋深時，巷道圍巖較完整，破碎區(qū)分布范圍主要集中在頂板淺部；當巷道處于大埋深高地應(yīng)力時，巷道圍巖完整性急劇下降，破碎區(qū)分布范圍大幅擴大，其中頂板破壞最為嚴重[17]。

圖3 不同埋深巷道圍巖破壞示意圖Fig.3 Schematic diagram of surrounding rock failure of roadway with different buried depths

大海則20101 回風巷埋深約600 m，屬于深埋高地應(yīng)力巷道。而原有設(shè)計方案錨桿的基礎(chǔ)錨固層厚度為2.3 m，并且錨桿索的預(yù)緊力施加未達到設(shè)計要求，難以形成頂板連續(xù)梁結(jié)構(gòu)使應(yīng)力均勻傳遞，控頂能力欠缺，對片幫抑制效果有限。同時支護密度較高使支護工作量與支護時間較高，掘進速度難以滿足生產(chǎn)要求。

巷道支護參數(shù)不合理使巷道掘進期間所暴露出的問題可歸結(jié)為以下幾點。

1）支護密度大且排距較小影響掘進速度，預(yù)緊扭矩較小導(dǎo)致錨桿索整體支護效果不佳。

2）頂板基礎(chǔ)錨固層厚度2.3 m、控頂能力不足，難以形成幫頂同控的支護體系。

3）巷道大面積片幫，單幫最大片幫深度可達1.8 m，不僅導(dǎo)致煤幫表面凹凸不平、幫錨尾部受力狀態(tài)較差，還使巷道等效跨度大幅增加，造成安全隱患。

2.2 掘支協(xié)同控制對策

根據(jù)煤巷連續(xù)梁控制理論結(jié)合高效長錨固支護技術(shù)。當巷道開挖后空頂支護存在臨界時間，此時應(yīng)及時支護，構(gòu)建頂板連續(xù)穩(wěn)態(tài)巖梁，形成厚層錨固的支護體系，利用端頭的實效自穩(wěn)性，實現(xiàn)頂板微變形、小損傷[18]。

頂板結(jié)構(gòu)對煤幫的影響如圖4，當頂板形成連續(xù)梁后，頂板應(yīng)力能均勻傳遞，有助于降低幫部壓力，抑制煤幫變形破壞，優(yōu)化支護圍巖的承載結(jié)構(gòu)。為解決以上問題，經(jīng)調(diào)查、分析和研判，基于掘支協(xié)同理念，采取如下應(yīng)對措施。

圖4 頂板結(jié)構(gòu)對煤幫的影響Fig.4 Influence of roof structure on coal slope

1）結(jié)合頂板鉆機分布特征設(shè)計完全垂直于頂板的支護方案，改善錨桿尾部受力狀態(tài)，減少潛在安全隱患，充分發(fā)揮設(shè)備性能、挖掘掘進潛力。

2）增加基礎(chǔ)錨固層的厚度，提高單根錨桿的支護效能，降低支護密度，使用高效長錨固柔性錨桿支護，并提高預(yù)拉力和預(yù)緊扭矩以提高承載性能和安全性能。

2.3 支護方案優(yōu)化

為實現(xiàn)掘支協(xié)同，在原有支護方案基礎(chǔ)上提出了高強度、厚錨固層、低密度的支護方案。

優(yōu)化后巷道支護圖如圖5。頂板每排采用4 根φ21.8 mm×4 500 mm 柔性錨桿壓鋼筋網(wǎng)支護，間距按照載鉆機的間距布置（825 mm-1 052 mm-1 986 mm-1 052 mm-825 mm），保證柔性錨桿能夠垂直頂板安裝，排距1 300 mm，柔性錨桿預(yù)拉力200 kN；在2 排柔性錨桿的中部對角線中點，垂直巖面安裝1 根φ22 mm×2 400 mm 的左旋無縱筋500 號螺紋鋼筋錨桿，預(yù)緊扭矩300 N·m。

圖5 優(yōu)化支護方案Fig.5 Optimization of support scheme

巷道幫部采用5 根φ22 mm×2 400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼筋錨桿，錨桿間距不一，排距1 300 mm，肩角處錨桿外斜15°安裝，其余錨桿垂直巖面安裝，預(yù)緊扭矩300 N·m。

3 原支護與優(yōu)化支護效果對比

3.1 數(shù)值模擬模型

利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件，分析20101 回風巷不同支護參數(shù)下應(yīng)力場分布特征和圍巖變形特征。建立的數(shù)值模擬模型如圖6，模型中各巖層和煤層的巖體力學參數(shù)見表1。

圖6 數(shù)值模擬模型示意圖Fig.6 Schematic diagram of numerical simulation model

表1 巖體力學參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of rock mass

模型的計算范圍為50 m（x 方向）×45 m（y 方向）×30 m（z 方向），模型劃分為312 400 個單元和328 767 個節(jié)點，巖層由上到下分別為：細砂巖（5 m）、粉砂巖（9 m）、2#煤（6 m）、泥巖（10 m）、模型頂面為自由面，左右四周各邊界面及底面為位移約束。

3.2 不同方案支護效果的模擬分析

由于錨桿所提供的支護應(yīng)力遠小于原巖應(yīng)力，導(dǎo)致錨桿形成的支護應(yīng)力場會被原巖應(yīng)力場所覆蓋，所以為了較清晰地呈現(xiàn)2 種支護方案中錨桿對圍巖支護效果的影響，在不考慮原巖應(yīng)力的情況下進行模擬分析，2 種方案在圍巖中形成的支護應(yīng)力場特征如圖7。

圖7 不考慮原巖應(yīng)力時支護應(yīng)力場分布Fig.7 Distribution of support stress field without considering original rock stress

由圖7 分析可知：原支護方案在頂板上方約2.35 m，對應(yīng)位置在錨桿錨固端區(qū)域處出現(xiàn)了拉應(yīng)力區(qū)，而新支護方案巷道圍巖均處于壓應(yīng)力區(qū)；當巷道開挖后巷道淺部圍巖處于卸荷狀態(tài)，破碎區(qū)圍巖以拉剪破壞為主，原方案中拉應(yīng)力集中區(qū)容易形成破碎區(qū)從而加劇淺部圍巖的破壞；而新支護方案巷方案采用跨界高效長錨固技術(shù)，增加了錨固層厚度，加強了控頂能力使巷道圍巖均處于壓應(yīng)力區(qū)，有利于改善巷道淺部圍巖受力狀態(tài)，消除頂板拉應(yīng)力區(qū)，實現(xiàn)頂板應(yīng)力的連續(xù)傳遞[19]。

巷道圍巖塑性區(qū)的發(fā)展是衡量巷道支護效果的重要指標。2 種支護方案的圍巖塑性區(qū)分布如圖8。

圖8 圍巖塑性區(qū)分布Fig.8 Distribution of plastic zone of surrounding rock

從圖8 可知：原支護方案在頂板上約5.5 m 范圍內(nèi)發(fā)生塑性破壞，屈服深度約為5.5 m；巷道兩幫約3.5 m 范圍內(nèi)發(fā)生塑性破壞，原支護條件下圍巖屈服深度均超過3.5 m，尤其是巷道頂板處塑性區(qū)范圍較廣，均超過了錨桿的有效錨固范圍，致使部分錨桿失效，支護效果不佳；新方案中巷道頂板上方約3.5 m 范圍內(nèi)發(fā)生塑性破壞，兩幫約2.5 m 范圍內(nèi)發(fā)生塑性破壞。由圖6 分析可知，由于新方案采用高效長錨固技術(shù)后圍巖體強度得到了提升，較大程度發(fā)揮了圍巖自身承載性能，塑性區(qū)分布范圍明顯小于前者且均在錨桿錨固范圍內(nèi)，支護效果有較大提升。

2 方案位移云圖及錨桿測點分布如圖9，2 個方案監(jiān)測位移曲線如圖10。

由圖9 可知：錨固圈層厚度對巷道圍巖淺部變形影響較大，對深部圍巖變形也有一定的改善控制效果；原方案高密度薄錨固圈層的條件下頂幫最大變形量高達148.56、260.86 mm，而采用跨界高效長錨固技術(shù)增大錨固圈層厚度后頂幫最大變形量為89.34、141.91 mm，對比原支方案，圍巖穩(wěn)定控制效果有了顯著改善。

圖9 2 方案位移云圖及錨桿測點分布Fig.9 Displacement diagrams of two schemes and distribution of anchor bolt measuring points

由圖10 分析可知：由臨空面至圍巖深部變形量是逐漸遞減的，采用新支護方案后頂板與幫部各測點變形減少量依次別為59.22、21.18 mm 與118.95、55.17 mm，由此可說明，高預(yù)應(yīng)力厚錨固圈層對于圍巖巷道圍巖淺部控制效果較為突出，同時這種抑制效果隨著深入圍巖深處而逐漸衰減。

圖10 2 個方案監(jiān)測位移曲線Fig.10 Monitoring displacement curves of two schemes

4 工程實踐

4.1 表面位移監(jiān)測分析

20101 回風巷掘進期間監(jiān)測范圍內(nèi)整體頂板下沉量及幫部移近量礦壓監(jiān)測結(jié)果如圖11。在現(xiàn)場對8 個測站所在的斷面進行表面位移監(jiān)測結(jié)果如圖12和圖13。由圖11 可知：圍巖初期由于受開挖影響頂板下沉量和幫部移近量較大，隨后變形速度逐漸減小。圍巖所需自穩(wěn)時間較短，當巷道開挖至240 m 后巷道表面變形量接近穩(wěn)定，巷道變形量得到了有效控制。待掘進穩(wěn)定后頂板下沉量和幫部移近量僅為21 mm 和42 mm，表明新支護方案顯著改善了巷道圍巖穩(wěn)定性，減小了圍巖變形量。

圖11 表面位移監(jiān)測曲線Fig.11 Surface displacement monitoring curves

圖12 多斷面頂板下沉量變化Fig.12 Variation of multi-section roof subsidence

圖13 多斷面幫部移近量變化Fig.13 Change of approach amount of multi-section slope

由圖12 和圖13 可知：根據(jù)不同的巷道表面變形速度把巷道圍巖變形分為劇烈變形期、變形趨緩期、變形穩(wěn)定期3 個時期；多斷面頂板下沉量與幫部移近量分別為21～38 mm 和36～59 mm，變形量均在預(yù)設(shè)范圍之內(nèi)且相較原支護有較大改善；頂板和幫部變形量越大，劇烈變形期和變形趨緩期比重越大，且頂板與幫部的變形具有一定的趨同性，實現(xiàn)了幫頂同控的支護目標。

4.2 錨桿軸力監(jiān)測分析

巷道頂板柔性錨桿與幫部錨桿受力變化趨勢如圖14，其中1#、2#測力計為頂板柔性錨桿測力計，3#、4#測力計為幫部錨桿測力計。

圖14 錨桿支護阻力曲線Fig.14 Resistance curves of bolt support

由圖14 可知：2 種錨桿的支護阻力變化較小，頂板柔性錨桿支護阻力基本穩(wěn)定在210 kN 左右，幫部錨桿支護阻力基本穩(wěn)定在50 kN 左右；錨桿受力穩(wěn)定，并沒有在短時間內(nèi)快速增加，說明了巷道圍巖比較完整，支護有效保證了錨固區(qū)的強度，并且在錨桿施工時及時施加了較大的預(yù)應(yīng)力，充分發(fā)揮了錨桿支護系統(tǒng)主動支護的作用，有效控制了巷道圍巖離層片幫等有害變形[20]。由此說明優(yōu)化設(shè)計中要求幫部錨桿的預(yù)緊力矩300 N·m 與頂板柔性錨桿預(yù)拉力200 kN 是合理有效的。

5 結(jié) 論

1）通過現(xiàn)場調(diào)研和對原支護方案的系統(tǒng)性分析，發(fā)現(xiàn)原支護參數(shù)與掘進設(shè)備適配性較差，基礎(chǔ)錨固層薄弱，支護密度高但控頂能力弱是造成支護效果不佳、掘進效率低下的根本原因。

2）針對原支護方案所存在的問題，提出了掘支協(xié)同控制對策；通過加大頂板錨固層厚度促使巖層應(yīng)力連續(xù)傳遞，緩解煤幫的應(yīng)力集中和片幫情況。提高頂板單根錨桿支護效能以降低支護密度，在保證支護強度的前提下，提高掘支效率。

3）對原有支護方案進行了優(yōu)化，提出了掘進協(xié)同新型支護方案；通過FLAC3D數(shù)值模擬軟件對2 種支護方案進行了對比分析，分別從巷道圍巖支護應(yīng)力場分布、塑性區(qū)分布、位移特征3 個方面分析了不同方案下巷道圍巖的穩(wěn)定性并驗證了掘支協(xié)同新支護方案的可行性。

4）工程實踐結(jié)果表明：采用新支護方案后巷道頂板下沉量小于40 mm，幫部移近量小于60 mm，錨桿預(yù)緊力達到設(shè)計標準，改善了圍巖控制效果。巷道月進尺突破400 m，支護密度降低約35.7%，實現(xiàn)了掘支協(xié)同低密高效的支護目標，緩和掘進效率與掘支安全的矛盾。以期為類似條件下的巷道優(yōu)化支護設(shè)計提供借鑒。