综掘煤巷空顶参数优化及应用

时间：2024-08-31

王长云

(山西煤炭进出口集团有限公司)

近年来我国煤矿井下巷道掘进的装备与技术发展迅猛[1-2]，使得掘进速度大幅提升，保障了矿井生产接替。巷道掘进是一个系统工程[3]，需要各环节密切配合，但现场掘进施工中频发支护技术制约掘进装备效能的现象，限制了掘进速度，造成采掘失衡，严重制约了矿井高产高效[4-5]。本文针对上述问题，在分析影响快速掘进因素的基础上对掘进参数进行了合理优化，以发挥装备效能、提高掘进速度。

1 工程地质概况

1.1 生产地质条件

霍尔辛赫煤矿西辅运大巷用于矿井西翼采区的进风、辅助运输，巷道断面为矩形，宽5.5 m，高5.6 m，沿3#煤顶板掘进，埋深约495 m～525 m。3#煤平均厚约5.6 m，煤层有一定的倾伏变化，但幅度较小，其顶底板岩层岩性见表1。该区域内地质构造简单，无大型地质构造。

表1 煤层顶底板岩层岩性

1.2 巷道支护参数

西辅运大巷顶板采用锚杆（索）+钢筋托梁联合支护，锚杆选用φ22 mm×2 400 mm的500#的螺纹钢锚杆，间排距850×1000mm；锚索采用φ22 mm×8 300 mm高强度低松弛预应力钢绞线，间排距为2 000 mm×2000 mm，每排3根。两帮采用锚杆（索）+钢筋托梁联合支护支护，锚杆锚索材质与顶板相同，间排距850 mm×1 000 mm；锚索规格为φ22 mm×5 300 mm，间排距为1 500 mm×2 000 mm，每排3根。

2 存在的问题

西辅运大巷掘进速度慢、达不到设计要求，势必影响矿井开拓规划。根据现场观测分析得出影响掘进进度的主要原因在于掘、支不平衡：一方面，现有支护强度远大于“一掘一支”的施工工艺要求；另一方面，每掘进一排就需要支护一次，大量的时间浪费在综掘机退出、支护用具搬运上，导致掘进机割煤时间仅占17～34%，而支护时间占50～67%，掘进快而支护慢。

为了解决该问题，需要优化设计合理的空顶距离配合现有支护强度，在顶板条件允许的情况下将空顶距拉大，尽量使掘进和支护均拥有互不干扰的作业空间，做到平行作业。

3 掘进工作面合理空顶距优化

3.1 数值计算模型

以西辅运大巷为研究对象，采用FLAC3D数值模拟软件建立计算模型进行分析。模型尺寸为长×宽×高=25 m×30 m×23.5 m，顶部以13 MPa垂直应力代以520 m埋深，模型各层按照表1所示岩层参数布置，建立的计算模型如图1所示。

图1 数值模型

各岩层物理力学性质见表2。

表2 各岩层物理力学性质参数

3.2 数值模拟结果及分析

分别计算空顶距为0～5排时围岩的位移及应力分布特征、破坏范围演化，其中得出的应力演化结果如图2所示。

图2 不同空顶距时迎头前后顶板垂直应力分布

巷道掘进引起原岩体泄压，在掘进工作面前方一定范围内岩体应力出现小幅降低，而工作面后部的顶板在开挖后下沉，其内部垂直应力显现较小，若不施加支护则可能出现因顶板弯曲下沉过大而出现拉应力显现。如图2所示，不同空顶距时掘进迎头前方均出现了一定范围的应力降低区：空顶距为0～3排时，迎头前后垂直应力分布基本一致，顶板未出现拉应力；空顶距超过4排时，迎头前方应力降低区范围扩大至6 m，且空顶区域的顶板出现拉应力显现，表明此时的巷道顶板处于不稳定状态，极易出现冒落。不同空顶距时迎头前后顶板的下沉量如图3所示。

图3 不同空顶距时迎头前后顶板下沉量分布

从图3可以看出，迎头前后顶板下沉量的变化同样是在空顶距增大至4排后出现突变：空顶距为0～3排时，迎头前后下沉量分布基本一致，数值变化极小；而空顶距超过4排时，空顶区域出现突变下沉，此时的空顶区顶板已处于不稳定状态，随着空顶距的增加，不稳定性也逐渐增加，具体的巷道破坏情况如图4所示。

图4 不同空顶距时迎头前后岩体塑性区发育演化

从图4中可以看出巷道迎头附近岩体塑性破坏范围随着空顶距的增加而逐渐扩大，但不同阶段的变化趋势不同：空顶距为0～2排时，巷道迎头附近塑性区范围基本不变，说明现有支护强度超过支撑2排空顶距的要求；空顶3排时，顶板塑性区开始出现增加，但增加范围极小，顶板仍处于稳定状态；而空顶距增加至4排时，塑性区范围突然大幅增加，说明此时的空顶距突破了现有支护强度维持稳定的极限，开始出现较大范围破坏。从上述分析可以看出，掘进工作面的空顶距离最大可增至3排而不出现顶板破坏，保障施工安全，超过3排则易出现顶板下沉量大、冒落等安全事故。因此，优化后的掘进工作面合理空顶距为3排。