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352020 年第 5 期 煤岩互层顶板掘进巷道支护参数优化设计 彭宴宾 （大同煤矿集团朔州煤电公司小峪煤业公司，山西 朔州 038300） 摘 要 为了保证小峪煤矿 2104 巷道的安全掘进，通过对原支护参数下巷道内矿压监测数据分析及数值模拟分析，对原 支护参数进行优化，最终确定了仅改变原支护参数中锚索及帮锚杆的部分参数并采用锚杆 锚索 W 钢带的支护形式。现 场应用发现，顶板离层量仅为 12mm，较原支护参数下的顶板离层量下降约 52，能够保证该巷道安全掘进。 关键词 巷道 支护 参数 优化 中图分类号 TD353 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.05.013 Optimal Design of Coal and Rock Interlayer Roof Tunneling Parameters Peng Yan-bin （Xiaoyu Coal Industry Company, Datong Coal Mining Group Shuozhou Coal Power Company, Shanxi Shuozhou 038300） Abstract In order to ensure the safe driving of the 2104 roadway in Xiaoyu Coal Mine, through the analysis of the monitoring data and numerical simulation of the mine pressure in the roadway under the original supporting parameters, the original supporting parameters are optimized, and finally the supporting of anchor anchor W steel strip is determined, which only changes part of the parameters of anchor cable and side anchor in the original supporting parameters. Field application shows that the amount of roof separation is only 12mm, which is about 52 lower than that under the original support parameters, which can ensure the safe driving of the roadway. Key words roadway support parameter optimal 收稿日期 2019-09-19 作者简介 彭宴宾（1989-），男，山西朔州怀仁市人，2014 年 07 月毕业于太原理工大学采矿工程专业，助理工程师，现从事 煤矿生产技术工作。 1 工程概况 小峪煤矿位于大同煤田中部的东南边缘，地处 怀仁县境内，核定生产能力 210 万 t/a。井田面积 15.1km2，可采煤层 4 层，可布综采面储量 1.7 亿 t。 目前所采 19煤层倾角 3～ 10，地质构造简单， 平均厚度 7.94m。19煤层直接顶为煤与碳质泥岩 互层，富水性较弱，层理明显，容易垮落，厚度为 45m；直接底为砂质泥岩，呈灰色，质地较硬，厚 度为 1.4m；基本底为中粒砂岩，断口为参差状，白 灰色的块状，厚度为 3.6m。 2104 巷位于 19煤层南Ⅰ盘区北翼，设计宽度 5m，高度 3.2m，由东向西掘进，对应地表位于水 泉沟、大黄沟北部，大西沟西部，上部有大西沟支 沟发育，无任何建筑物，地面标高 13411295m， 工作面标高 11371145m。巷道掘进过程中支护难 度大，拟对现有支护参数进行优化，以达到支护参 数与巷道实际情况合理匹配的目的。 2 原支护方案合理性分析 2.1 原支护方案 2104 巷顶板每排布置 6 根锚杆，间排距为 9001000mm；锚索采用五花眼布置方式，单排 两根锚索的间距为 1800mm，距两帮 1600mm， 单排三根锚索的间距为 1250mm。顶锚杆选用 Φ202200mm 的左旋无纵筋螺纹钢锚杆，锚索 选用 Φ17.88500mm 的钢绞线。树脂药卷规格 为 CK2335 超快速药卷和 K2360 型快速药卷，每 根锚杆配一支 CK2335 药卷、一支 K2360 药卷， 每 根 锚 索 配 一 支 CK2335 药 卷、 两 支 K2360 药 卷。锚杆托板选用 17017010mm 的拱型预应 力铁托板，锚索托板选用 30030015mm 的方 形铁托板。巷道两帮各布置 3 根锚杆，排间距为 10001000mm。最上根距顶板 300mm，最下根距 362020 年第 5 期 底板 900mm。两帮锚杆选用 Φ182000mm 的普通 圆钢锚杆。树脂药卷规格为 K2360 型快速药卷，每 根锚杆配一支 K2360 型快速药卷。帮锚杆托板选用 1001008mm 的铁托板。掘进过程中如遇顶、帮 破碎和特殊地质带，补加金属网和护帮支护。如图 1 所示。 图 1 2104 巷原支护参数示意图 2.2 原支护方案下巷道的矿压监测 为了掌握原支护参数对巷道围岩控制的薄弱环 节，从而进行针对性的优化，在巷道内原支护参数 段布置测站来进行分析。图 2 为巷道掘进后 20d 左 右原支护参数支护段测站内围岩变形量、4 个顶板 离层仪顶板离层量监测结果。 （a）围岩变形量 （b）顶板离层量 图 2 原支护参数下矿压监测结果 通过观察图 2（a）可知，2104 巷道掘进后巷道 两帮较早稳定，并且稳定后的顶底板移近量略大于 两帮移近量，最终顶底板移近量和两帮移近量分别 为 47mm 和 41mm。观察图 2（b）发现，巷道掘进 后顶板离层量基本稳定在 20 ～ 30mm 之间。通过 分析图 2 数据，可以认为 2104 巷原支护参数基本 可以实现对围岩的控制，但是顶板离层量偏大，可 以通过更改优化顶板锚索的参数来控制顶板离层， 使得巷道稳定性进一步提升。 2.3 原支护参数的数值模拟分析 根据 2104 巷道覆岩的岩石力学基本参数， 同时借鉴其他矿井的掘进支护模拟经验 [1-2]，通过 FLAC3D软件建立2104巷道原支护参数的支护模型， 来研究该支护参数下巷道围岩的稳定性。通过摩尔 库伦模型建立的三维模型长 50m、宽 6m、高 45m， 共划分 70000 个单元。如图 3 所示为原支护参数下 巷道围岩的塑性区范围及锚杆锚索轴力分布图。 （a）塑性区范围分布 （b）锚杆锚索轴力分布 图 3 巷道围岩的塑性区范围及锚杆锚索轴力分布图 观察图 3（a）发现，巷道顶板没有拉伸破坏的 区域，只有深度约 0.93m 的剪切破坏区域，这是顶 板上锚杆及锚索产生了较大的轴向拉伸力，而围岩 应力尚未超过锚索及锚杆的轴向拉伸力所致。巷帮 处同样没有发生拉伸破坏的区域，但是两帮的中间 区域出现了范围和数值均较小的拉应力，并且其应 力值远小于巷帮锚杆的轴向拉伸力，巷帮处有破坏 深度约 4.43m 的剪切破坏区域，其长度超过了巷帮 锚杆的长度。由图 3（b）发现巷帮处锚杆所受最大 拉应力达到178.9kN， 远大于顶板锚杆所受拉应力， 顶板锚杆的最大锚固力约 66kN，因此需要调整巷 帮锚杆参数来加强支护，并且从图 3（b）可以明显 看出锚索中间所受轴力大而两端所受轴力小，锚索 两端锚固力较小，中部最大锚固力约 209.7kN，因 此可以通过调整顶板锚杆参数来加强顶板支护。 3 支护参数的优化及效果分析 3.1 支护参数优化 [3] 根据第二章原支护参数的数值模拟分析结果， 372020 年第 5 期 并结合 2104 巷现场顶板为煤、炭质泥岩互层，层 理明显、容易垮落的情况，确定该巷道的支护结构 为Ⅲ类锚固结构，应采用锚杆 锚索 W 钢带的支 护形式来充分发挥整体支护作用。结合矿方现有材 料及技术条件，使用 Φ222200mm 的左旋无纵筋 螺纹钢锚杆代替原支护参数中巷帮 Φ182000mm 的普通圆钢锚杆，并且两帮每侧增加一根锚杆，间 排距不作改变。顶板锚索由“二二”支护代替原支 护参数中的五花眼布置方式。第一排锚索位于两条 W 钢带之间，间距 2000mm，第二排锚索位于 W 钢 带的两端头，一二排锚索交替支护形成顶板锚索的 “二二” 支护。 锚杆锚索的锚固剂使用方式不作改变。 优化后的支护参数平面图如图 4 所示。 图 4 优化后的顶板及帮部支护平面图 3.2 优化后的支护参数数值模拟分析 [4] 为了验证优化后支护参数的合理性，将优化后 的参数代入到第二章所建模型进行模拟分析。如图 5 所示为优化后的支护参数下锚杆锚索轴力及巷道 围岩的塑性区范围分布图。 图 5 巷道围岩的塑性区范围及锚杆锚索轴力分布图 由图 5 中围岩塑性区范围分布图可知，巷道两 帮仅有约2.43m的深度发生了剪切破坏， 并且2.43m 的破坏深度小于锚杆长度，因此能得到较好的控制， 较原支护参数下巷帮的剪切破坏深度下降约 47。 由图 5 中锚杆锚索轴力分布图可知，巷帮锚杆比顶 板锚杆的受力更大，锚杆的最大拉应力为 87.3N， 较原支护参数下降 53，其锚固效果较原支护参数 有明显提升。 3.3 现场应用效果 2104 巷优化支护参数后，在距掘进迎头 10m 的位置处布置一个巷道表面位移量及顶板离层监测 站，通过其数据来分析优化后的支护参数的合理性。 表 1 为掘进支护形成后 30d 内围岩变形及顶板离层 数据统计表。 表 1 优化支护参数后围岩变形及顶板离层数据统计表 时间 两帮累计 移近量 （mm） 顶底累计 移近量 （mm） 浅基点 离层值 （mm） 深基点 离层值 （mm） 离层量 （mm） 586505 1086606 1599819 209108210 3010159312 2104 巷道在掘进支护形成后 30d 内顶底板累计 移近量仅为 15mm，两帮移近量仅为 10mm，较原 支护参数分别下降 68 和 75，围岩得到良好的控 制。顶板离层量仅为 12mm，较原支护参数下的顶 板离层量下降 52，说明本次支护参数的优化设计 较为合理，对围岩的控制取得了不错的效果。 4 结论 通过对 2104 巷道原支护参数段围岩矿压实测 数据及数值模拟结果的分析，确定优化原支护参数 中锚索及帮锚杆的部分参数，结合锚杆 锚索 W 钢带的支护形式使优化后支护参数的支护作用充分 发挥。优化后的支护参数在经过数值模拟和现场应 用验证后，围岩变形及顶板离层量均控制在良好范 围内，此次支护参数的优化设计比较合理。 【参考书目】 ［1］ 李进 . 松软破碎顶板上山掘进支护工艺优化设计 [J]. 江西煤炭科技，2017（01）90-9194. ［2］ 崔伟 . 大断面全煤巷道安全快速掘进支护技术研 究 [D]. 内蒙古科技大学，2015. ［3］ 熊亮 . 层状围岩隧道稳定性及锚杆支护参数优化 [D]. 重庆大学，2010. ［4］ 王琦 . 深部厚顶煤巷道围岩破坏控制机理及新型 支护系统对比研究 [D]. 山东大学，2012.