煤矿巷道快速掘进支护技术研究

侯华营，陈朋磊，张红军，赵红涛，台洪斌，张道文，徐建雅

(1.河南能源化工集团 永煤公司车集煤矿，河南 永城 476600； 2.河南省煤炭科学研究院有限公司，河南 郑州 450001)

资源是社会经济发展的重要支柱，煤炭资源是所有资源中非常重要的构成部分。随着社会经济体量的不断增加，对煤炭资源的需求量也在快速增长[1]。我国每年都需要开采大量的煤炭资源供社会使用，极大地促进了煤炭开采技术水平的提升[2]。目前，煤炭开采效率不断提升，快速掘进技术作为提升煤矿开采效率的重要手段，在煤炭工程实践中得到大范围的应用[3]。然而快速掘进技术的应用给煤矿巷道支护技术提出了更高的要求，传统的煤矿巷道支护方案已然无法满足快速掘进的基本需要，不利于煤矿开采的安全性[4]。因此，有必要结合快速掘进技术的特点以及煤矿巷道围岩基本属性，对巷道支护技术进行深入分析和研究，提出更加先进的巷道支护技术方案，提高支护效果，提高煤矿开采过程的安全性和可靠性[5]。本文以某煤矿回风巷道为例，对快速掘进支护技术方案进行研究，主要分析了原巷道支护方案的不足，并提出了对应的优化改进方案，通过工程实践发现取得了很好的应用效果。对于促进巷道支护技术的发展，确保煤矿生产安全具有重要的实践意义。

1 煤矿巷道概况

某煤矿目前的设计生产能力为240万t/a，矿井经过了多年开采，内部已经出现了很多老窑。该煤矿中很多矿井仍然采用比较传统的采掘方式，已经无法满足高效率的煤矿开采实际需要，亟须对煤矿开采工艺进行技术升级，需要基于快速掘进技术进行煤矿开采。快速掘进技术对巷道的支护技术提出了更高的要求，需要对煤矿巷道的支护技术方案进行升级改造。另一方面，当前该煤矿的开采煤层埋藏深度普遍较浅，随着煤矿开采的不断推进，后续开采的煤层深度越来越深。煤层埋深越深意味着围岩属性越复杂，对巷道支护方案要求也越高。基于此，有必要对煤矿巷道中快速掘进支护技术进行分析和研究。

本文主要以某煤层中的回风巷道为例进行分析，煤层厚度8.50～16.23 m，平均厚度13.68 m，煤层倾角4.30°～13.29°，平均倾角9.40°。回风巷道整体为矩形，高度3.5 m，宽度5.2 m。经过地质勘察，发现该煤层巷道的围岩属性比较复杂，存在很多断层、褶曲构造比较多，使得围岩属性比较软弱，容易破碎，这在很大程度上增加了巷道支护的难度[6]。

2 原支护方案及稳定性分析

2.1 原支护方案

煤矿回风巷道原支护技术方案如图1所示。巷道顶板采用的锚杆为左旋螺纹钢，直径和长度分别为22 mm和2.4 m，2根锚杆之间的距离为0.9 m，相邻2排锚杆之间的距离为1 m，所有锚杆全部布置在W型钢带上。配合使用高强度托盘和树脂药卷，其中托盘的规格尺寸为150 mm×150 mm×10 mm，药卷的型号为Z2360和K2335。顶板部位铺设直径6 mm钢筋制成的钢筋网，规格为2 m×1 m，网孔尺寸为100 mm×100 mm。顶板中使用的锚索直径和长度分别为17.8 mm和8.3 m，锚索之间的间距为2 m，排距同样为2 m。配套使用的金属托盘规格尺寸为300 mm×300 mm×16 mm。

图1 回风巷道原支护技术方案Fig.1 Original supporting technology scheme of the returning roadway

巷道的左帮采用玻璃钢锚杆和塑料网进行联合支护，锚杆采用的是右旋螺纹树脂，直径20 mm，长度2.2 m，间排距为1.2 m×1.0 m。配套使用塑钢托盘和树脂药卷，其中托盘规格尺寸为150 mm×150 mm×10 mm，药卷的型号为Z2360。塑料网规格为2 m×1 m，网孔尺寸为50 mm×50 mm。右帮锚杆采用的是左旋无纵筋螺纹钢，直径22 mm，长度2.4 mm，间排距为1.2 m×1.0 m，配套使用的托盘、树脂药卷和钢筋网与顶板相同。巷道的底板利用C25混凝土进行铺设，厚度为0.2 m。

2.2 稳定性分析

为了分析煤矿回风巷道原支护技术方案在工程实践中的稳定性，对巷道表面的位移变形情况、顶板的离层情况以及锚杆锚固力的变化情况等进行了连续观测测试，结果分别如图2、图3、图4所示。

图2 巷道围岩的位移变形演变情况Fig.2 Deformation evolution of the displacement and surrounding rock of roadway

由图2可知，煤矿巷道开挖以后，不管是顶底板还是两帮部位的位移变形量均随时间推移不断增大，但最终保持稳定，且两帮部位率先趋于稳定。顶底板位移变形量整体上比两帮位移变形量要大。稳定状态下，顶底板和两帮的位移变形量分别为47 mm和41 mm。本研究在巷道中取4个部位进行顶板离层量观测，由图3可知，4个部位的顶板离层量演变趋势基本保持相同，即随时间延长离层量不断增加，但最终趋于稳定。其中1号观测点的离层量最大，3号观测点的离层量最小，稳定状态下上述2个观测点的离层量分别为31.6 mm和18.0 mm。

图3 巷道顶板离层量的演变情况Fig.3 Evolution of the amount of the roof separation of the roadway

由图4可知，顶板和两帮的锚杆锚固力大小演变情况与其位移变形的演变规律基本相同，即随时间延长锚固力逐渐增大，但最终保持稳定。并且顶板锚杆锚固力比两帮要大。稳定状态下，顶板和两帮锚杆锚固力分别为187 kN和168 kN。

图4 巷道锚杆锚固力的演变情况Fig.4 Evolution of the anchoring force of roadway bolts

从顶底板和两帮的位移变形量以及顶板和两帮锚杆锚固力的演变情况可以看出，原巷道支护技术方案基本能够满足基本需要，但是从顶板离层量角度出发，其数值相对偏大，不利于巷道的支护安全。基于此，有必要对原煤矿回风巷道支护技术方案进行优化改进。

3 快速掘进支护方案的优化

3.1 支护方案优化

由于本文研究的回风巷道围岩整体比较松软、破碎，并且内部包含有夹矸层。因此，对于顶板应该采用“锚杆+锚索+护表构件”联合支护方案[7]，两帮部位应该采用“锚杆+护表构件”联合支护方案[8]。这与原支护方案相同，所以在对巷道支护方案进行优化改进时，无需做大改动，只需对锚杆和锚索的间距、排距及其排列方式等进行优化改进即可。优化后的巷道顶板和两帮的支护方案如图5所示。

图5 优化后巷道顶板和两帮的支护方案Fig.5 Optimized supporting scheme of the roof and two gangs of roadway

由图5可知，优化后的方案与原方案相比较而言，改进之处主要表现在以下几个方面：①同一排中的锚杆利用长度为1 m的槽钢进行连接，使所有锚杆能够形成一个整体，提升锚杆支护的稳定性；②顶板部位的锚索排列方式由“三二三”方式转变成为“二二”方式，一排处在2排锚杆中间，锚索之间的距离为2 m，邻排锚索分布在钢带两端，即处在顶板两侧部位，并且锚索与竖直方向呈30°布置；③两帮部位每排设置4根锚杆，比原方案中的3根锚杆多1根锚杆，锚杆的型号和尺寸与原方案完全相同，锚杆的间距和排距均为1 m。

3.2 优化后支护方案的数值模拟

(1)数值模型的建立。FLAC3D有限元软件可以对围岩的变形情况进行模拟，目前在煤矿领域中的应用越来越广泛[9]。基于前文设计的煤矿巷道支护方案，结合巷道围岩基本属性，利用FLAC3D有限元软件建立煤矿巷道的支护方案模型，对巷道围岩的变形情况以及锚杆锚索的受力情况进行模拟仿真分析。通过有限元仿真分析，可以验证设计支护方案的正确性。基于FLAC3D软件建立的回风巷道围岩的有限元模型如图6所示。为了更好地反映煤矿巷道围岩的变形情况，建立的有限元模型规格尺寸为50 m×45 m×6 m。利用软件对模型进行自动化网格划分，最终得到的单元数量和节点数量分别为67 995和75 486。

图6 回风巷道围岩的有限元模型Fig.6 Finite element model of surrounding rock of returning roadway

正确设置模型中不同围岩的基本属性是获得准确结果的基础和前提[10]。为了得到更加准确的结果，对不同的围岩物理属性进行了实验测试。图6中所述的不同围岩物理属性参数见表1。

表1 巷道中不同围岩的物理属性参数Tab.1 Physical attribute parameters of different surrounding rocks in the roadway

将表1中所列的物理参数输入到有限元模型中，以便得到精确的计算结果。

(2)模拟仿真结果分析。煤矿回风巷道围岩在垂直方向和水平方向上的位移变形云图如图7所示，其中垂直方向可以很好地描述巷道顶底板之间的位移变形情况，水平方向可以描述巷道两帮的位移变形情况。

图7 巷道围岩位移变形云图Fig.7 Displacement deformation cloud map of roadway surrounding rock

由图7可知，围岩的位移变形情况主要集中在巷道附近，在相同方向上，与巷道的距离越近则变形量越大；相反地，与巷道的距离越远则变形量越小。主要是因为巷道开挖后改变了围岩原有的力学平衡状态，需要通过变形重新找到受力平衡。围岩虽然有很大的变形趋势，但是在先进的巷道联合支护作用下，变形量得到了有效的控制。图中所示为稳定状态下围岩的位移变形量，可以看出围岩在顶底板方向上的最大位移变形量为45.68 mm，其中变形主要集中在顶板部位，且顶板中间位置的变形量最大，而底板部位的变形量相对很小，几乎可以忽略不记；在两帮方向上的最大位移变形量为29.37 mm，其中变形主要集中在右帮部位，且右帮中部位置的变形量最大，左帮部位的变形情况相对更小。

煤矿回风巷道支护中锚杆轴向力的分布情况如图8所示。从图8中可以明显看出，不论是顶部还是两帮部位的锚杆，全部承受轴向拉应力，其中轴向拉应力的最大值为158.6 MPa。进一步对顶部和两帮部位锚杆轴向力随时间的演变情况进行分析，发现在初始阶段，所有锚杆的轴向拉应力均出现快速的增加。主要是因为初始阶段巷道围岩的稳定性非常差，会发生明显的变形，变形量越大，导致锚杆的拉应力越大。与此同时，在巷道支护的综合作用下，巷道围岩的变形量逐渐降低，且最终趋于稳定。对应的锚杆的轴向拉应力增长速度逐渐减缓，最终也趋于稳定。

图8 巷道支护中锚杆轴力的分布情况Fig.8 Distribution of axial force of bolt in roadway supporting

基于有限元分析结果可知，通过对煤矿巷道支护技术方案的优化改进，巷道围岩的位移变形量以及锚杆的轴向拉应力均出现了不同程度的降低。特别是两帮部位的位移变形量和锚杆轴向力的减小幅度相对较大。可见，此次针对煤矿巷道的支护优化改进方案是可行的，可以将其应用到煤矿工程实践中，进一步提升煤矿开采过程的安全性。

4 应用效果分析

4.1 巷道围岩稳定性对比分析

通过数值模拟分析可以看出，对煤矿回风巷道支护方案进行优化改进后，其支护效果与原方案相比有了一定程度的提升，因此将优化后的快速掘进支护技术方案应用到煤矿开采工程实践中，并对其实践应用效果进行分析与评价。同样地，主要对煤矿巷道围岩的位移变形量、锚杆锚固力以及顶板离层量的演变情况进行了分析。结果发现，对支护方案进行优化改进后，巷道围岩的各项指标与优化前的演变规律基本相同，即巷道开挖后，随着时间的延长，以上各项指标逐渐增大，最终都保持稳定。但是稳定状态下，各项指标的数值与优化前相比均有了一定程度的降低，特别是顶板离层量降低幅度较大，结果见表2，表2中所列数据均为稳定状态下的最大值。

表2 煤矿巷道支护方案优化前后稳定性指标对比Tab.2 Comparison of stability indexes before and after optimization of coal mine roadway supporting scheme

由表中数据可知，通过对巷道支护技术方案的优化改进，巷道围岩的稳定性有了明显的提升。围岩的位移变形量、顶板离层量以及锚杆锚固力均出现了一定程度的降低，其中顶板离层量的降低幅度最大，达到了31.33%。优化后的巷道支护方案可以更好地保障巷道安全。

4.2 经济性对比分析

原煤矿回风巷道支护方案的建设成本为1 614元/m。而优化后的支护技术方案由于缩短了锚杆间距以及锚索间距，建设成本有所增加，约为1 752元/m，与优化前相比较建设成本增加了8.55%。但是优化后的支护方案具有更高的稳定性，后期的维护成本相比较低。从经济性方面进行分析，可以认为优化前和优化后的巷道支护技术方案基本持平。

综上所述，通过对煤矿巷道快速掘进支护技术方案进行优化改进，巷道掘进后围岩的稳定性有了明显提升，为煤矿安全奠定了良好的基础，取得了非常好的安全效益。经济效益方面，优化后的煤矿巷道支护方案建设成本基本与原方案持平，但是有了更加安全的煤矿开采环境，可以进一步提升煤矿开采效率。从该层面而言，可以为煤矿企业创造一定的经济效益。

5 结论

本文以某矿井回风巷道为研究对象，对其快速掘进支护技术方案进行了分析与优化，所得结论主要如下。

(1)矿井的开采年限较为久远，传统的煤矿巷道支护技术方案已经无法满足快速掘进的基本需要，在原支护方案的作用下，顶板的离层量相对较大，存在一定的安全隐患，需要对支护技术方案进行优化改进。

(2)针对原巷道支护技术方案存在的问题，对其进行优化改进，主要是在锚杆安装位置增加设置槽钢，提升锚杆整体的稳定性，改变锚索的布置方式，增加帮部位置锚杆的数量等。使用FLAC3D软件对优化后的方案进行模拟，发现效果较好，可以应用到工程实践中。

(3)将优化改进后的煤矿巷道支护技术方案应用到煤矿开采实践中，对巷道围岩的稳定性进行实际测试，发现与原支护方案相比较取得了较好的效果，围岩稳定性更高，为煤矿企业创造了良好的安全效益。