煤矿快速掘进顶板稳定性高性能锚杆支护的工业性试验

张 晋

（山西西山煤电股份有限公司西铭矿，山西 太原 030053）

引言

煤岩巷道掘进由多个工序交替完成，包括破、装、运、支和测五大工序。目前，巷道掘进效率与开采效率不相匹配导致煤矿整体上的生产能力无法再提升。影响煤岩巷道快速掘进的因素除了掘进设备自动化、智能化水平外，还与各个工序之间的配合程度息息相关。煤岩巷道的支护效率、支护效果是保证巷道快速掘进任务完成和掘进安全性的主要因素，尤其是对于煤岩巷道顶板围岩稳定性的控制[1]。因此，为保证煤岩巷道的快速掘进，本文将从提高支护效率和支护效果两个层面着手研究。

1 16 号煤层工程概况

本文以利民煤矿的16 号煤层所属工作面为例开展研究，该工作面煤层的厚度范围为3.3～8.7 m，煤层平均厚度为7.2 m；工作面煤层的倾角范围为3°～12°，煤层平均倾角为6°。16 号煤层所属工作面的顶底板地质条件如表1 所示。

表1 16 号煤层所属工作面顶底板地质条件

经探测，该工作面的正常涌水量为5.2 m3/h，最大涌水量可达95 m3/h。

2 顶板稳定高性能锚杆支护设计

首先对影响煤岩巷道顶板稳定性的因素及其规律进行分析；其次，根据影响规律分析并结合16 号煤层所属工作面的顶底板地质条件进行合理的锚杆设计。

2.1 影响顶板稳定性的规律分析

通过理论分析，顶板深跨比和下沉会对煤岩巷道的支护造成影响；反之，支护强度和循环步距均会对顶板的稳定性造成影响。相关规律总结如下：

1）基于巷道支护强度对顶板下沉的力学模型，对巷道帮部进行锚杆支护后能够提高锚杆支护整体的抗压和抗剪能力，从而减小工作面围岩的破碎区域和塑性变形区域。

2）巷道两帮岩体的变形会直接对顶板围岩的稳定性造成影响。因此，为保证巷道顶板的稳定性，在对其顶板进行常规支护的同时应加强对巷道两帮的支护，从而减小煤岩巷道顶板岩梁的跨度[2]。

3）锚杆的整体支护强度足够大时可使支护结构与煤岩巷道的顶板形成共同承载体；当支护强度较小时还需顶板发生一定量的变形后才能保证支护结构为一个整体。

2.2 顶板稳定高性能支护

基于对影响顶板稳定性规律的分析基础，为实现对煤岩巷道的快速掘进，保证巷道顶板围岩的稳定性，需为其配置高强度、高预应力和高系统刚度的锚杆支护体系。因此，需要强化锚杆的承载性能、破裂围岩体强度和巷道围岩的结构。

影响顶板稳定性的因素主要包括有锚杆预紧力、锚杆间排距和锚固长度。从理论上看，锚杆预紧力越大越有利于对顶板围岩的破碎层进行控制，但是也受随之带来的拉应力区域的影响。锚杆间排距越小，越能够提高整个区域内围岩的稳定性；但是，间排距过小会增加支护工作量，增加支护成本，降低支护效率，影响巷道的快速掘进任务。锚固长度越大，对应围岩所承受的压缩区域越小，为保证对巷道顶板围岩的稳定控制一般采用分段锚固的方法进行支护。本节将通过数值模拟手段对上述参数的合理范围进行确定。

2.2.1 锚杆支护参数的确定

设定顶板锚杆的间排距为900 mm、1 000 mm，锚杆数量为6 根，两帮锚杆的间排距为1 100 mm×1 000 mm，锚杆数量为4 根，顶板和两帮锚杆直径均为22 mm，预紧力均为80 kN。在上述参数确定的基础上对锚杆长度为2.2 m、2.5 m 和2.8 m 对应的围岩X轴方向的水平应力、围岩塑性变形以及围岩位移特征进行对比，对比结果如图1、图2、图3 所示。

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图1 不同锚杆长度X 轴方向应力云图

图2 不同锚杆长度围岩塑性区分布特征

图3 不同锚杆长度围岩位移分布特征

由图1、图2、图3 可知，随着锚杆长度的增加，对应煤岩巷道变形量由400 mm 减小至280 mm，X 轴应力从33 MPa 减小至26 MPa，同时围岩塑性变形区域也减小。综上，将锚杆长度设定为2.8 m。

同理，分别对不同锚杆预紧力、间距和排距下煤岩巷工作面围岩的塑性变形分布区域、变形量以及X轴方向应力等进行对比后得出适用于16 号煤层所属工作面的具体支护参数如下：锚杆预紧力大于80 kN，锚杆间排距为900 mm、1 000 mm，锚杆长度为2.8 m。

2.2.2 支护方案的确定

在上述数值模拟分析的基础上，最终确定的支护方案如图4 所示。

图4 锚杆支护方案（单位：mm）

3 顶板稳定高性能锚杆支护工业性试验

将上述锚杆支护方案应用实施于16 号煤岩巷道的掘进中，对锚杆支护的效果和巷道的掘进效率进行综合评估。

3.1 支护效果评估

煤岩巷道支护效果主要通过对巷道表面位移的观测结果进行评估。根据16 号煤层煤岩巷道的实际情况制定了有效的观测方案，在为期30 d 的观测期间内，煤岩巷道顶板和两帮的移近量如图5 所示。

图5 煤岩巷道支护效果评估

如图5 所示，随着时间的推移，工作面两帮和顶底板的移近量逐渐趋于稳定。其中，两帮的移近量相对值为103 mm，顶板移近量的相对值为78 mm，二者均在可控范围之内。

3.2 掘进效果验证

对煤岩巷道采用上述锚杆支护后，对掘进设备进行优化配套，工作面的掘进效率对比如表2 所示。

表2 煤岩巷道掘进效率对比

如表2 所示，优化后工作面每天掘进推进的进尺速度增加100%，极大地提升了煤岩巷道的掘进速度，达到了快速掘进的目的。

4 结语

实现对煤岩巷道的快速掘进对于提高煤矿的生产能力具有重要意义。从某种程度上讲，提高对煤岩巷道的快速、高效支护是实现快速掘进的关键。本文以16 号煤层煤岩巷道为例开展研究，确定其锚杆支护参数并开展工业性试验，总结如下。

1）适用于16 号煤层所属工作面的具体支护参数如下：锚杆预紧力大于80 kN，锚杆间排距为900 mm、1 000 mm，锚杆长度为2.8 m。

2）优化后工作面每天掘进推进的进尺速度增加100%，极大地提升了煤岩巷道的掘进速度，达到了快速掘进的目的。

3）两帮的移近量相对值为103 mm，顶板移近量的相对值为78 mm，二者均在可控范围之内。