程 強

（山西焦煤集團霍州煤電集團安全監(jiān)察局，山西 霍州 031400）

1 工程概況

山西焦煤霍州煤電集團辛置煤礦目前所采10#煤層結構復雜，平均厚度為2.6m，煤層頂?shù)装鍘r性如表1所示。該礦目前正在使用EBZ220型掘進機進行10-428工作面10-428B運輸順槽的掘進作業(yè)。10-428工作面位于東四采區(qū)左翼的北側，西側為10-427工作面，采區(qū)皮帶巷和軌道巷位于該工作面南部。10-428工作面走向長883m，傾向長240m，運輸順槽設計為矩形斷面，寬3.8m，高2.6m，斷面積為9.88m2。運輸順槽采用的支護方式為錨、網(wǎng)、索聯(lián)合支護，選用Ф22×2400mm的錨桿及Ф18×6300mm的錨索，每隔2500mm在頂板中央布置一根錨索，頂板錨桿間排距為800×1000mm，巷幫錨桿間排距為1000×1000mm。10-428B運輸順槽掘進過程中由于支護不及時和掘進施工擾動致使掘進過程中圍巖發(fā)生較嚴重的破碎垮落現(xiàn)象，影響到了掘進隊的正常掘進速度。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性

2 空頂區(qū)距離對空頂區(qū)頂板穩(wěn)定性的影響規(guī)律

2.1 數(shù)值模型的建立

根據(jù)10-428工作面上覆巖層的物理力學參數(shù)，同時借鑒類似礦井經(jīng)驗[1]，通過FLAC3D軟件選用Mohr-coulomb模型建立10-428B運輸順槽掘進模型，研究不同滯后支護距離對空頂區(qū)頂板穩(wěn)定性的影響規(guī)律。將上覆巖層中的堅硬承載層作為均布載荷施加在模型邊界會產(chǎn)生一定的誤差，為了消除這些誤差，可將覆巖中關鍵層的重力簡化為4MPa均布載荷施加在模型上邊界，四周及底部邊界施加位移約束邊界條件，所建長方體掘進巷道模型高為2.8m，寬為3.8m，支護方式采用設計基礎支護方式。

2.2 數(shù)值模擬結果分析

掘進巷道由支護狀態(tài)和頂板結構可在掘進后劃分為迎頭C型結構、空頂區(qū)和支護區(qū)[2]。迎頭C型結構和支護區(qū)的支護共同影響著掘進巷道空頂區(qū)的圍巖變形，稱之為“C+”結構，若后方無支護或者支護區(qū)距離空頂區(qū)的距離過遠，會導致支撐空頂區(qū)的僅為C型結構，不足以保證空頂區(qū)的圍巖穩(wěn)定性，因此需要迎頭C型結構和支護區(qū)“+”結構共同作用來保證空頂區(qū)的圍巖穩(wěn)定。如圖1為10-428B運輸順槽掘進過程中滯后支護距離掘進迎頭不同距離時巷道頂板垂直位移云圖。

圖1 滯后支護距離掘進迎頭不同距離時巷道頂板垂直位移云圖

根據(jù)空頂區(qū)受支護的對象及強度的不同，隨著滯后支護距離的不斷增加，空頂區(qū)頂板的垂直位移可劃分為疊加支撐階段、協(xié)同支撐階段、獨立支撐階段三個階段。

當滯后支護距離掘進迎頭0～2m時，為疊加支撐階段。該階段滯后支護距離掘進迎頭極近，但對頂板起主要控制作用的為迎頭“C”型結構，滯后支護對頂板的控制作用不明顯。同時由于軸向上的支護強度逐漸減弱，因此軸向上的垂直位移分布呈單調遞增的趨勢。當滯后支護距離掘進迎頭3～7m時，為協(xié)同支撐階段。該階段滯后支護距離掘進迎頭有一定距離，空頂區(qū)仍處于迎頭“C”型結構的影響范圍內(nèi)，但是在該階段空頂區(qū)受滯后支護的強度大于迎頭“C”型結構產(chǎn)生的支撐強度。雖然強度不同，但是二者產(chǎn)生的支撐強度相互疊加作用于空頂區(qū)頂板。空頂區(qū)受到疊加支撐強度的影響，空頂區(qū)內(nèi)頂板垂直位移的極大值小于滯后支護區(qū)頂板垂直位移的最大值，即在迎頭“C”型結構和滯后支護的共同影響下，空頂區(qū)頂板得到了良好的控制，有效地控制了該范圍內(nèi)的垂直位移。當滯后支護距離掘進迎頭8～10m時，為獨立支撐階段。該階段滯后支護距離掘進迎頭的距離過遠，導致空頂區(qū)前端受到迎頭“C”型結構支撐，空頂區(qū)后端受到支護結構支撐，空頂區(qū)中部并沒有受到二者提供的支撐力導致這一部分頂板的控制效果較差，因此圖中出現(xiàn)空頂區(qū)頂板垂直位移量大于后方支護穩(wěn)定變形區(qū)的頂板下沉量。

圖2 支護滯后迎頭不同距離時迎頭及空頂區(qū)變形量

圖2為支護滯后迎頭不同距離時掘進迎頭位移及空頂區(qū)頂板和兩幫位移曲線圖。由于掘進迎頭一直受迎頭“C”型結構支撐，不受空頂區(qū)距離長度的影響，因此迎頭位移量不隨滯后支護距離的增加而發(fā)生改變。但是隨著滯后支護距離的增加，可以明顯觀察到空頂區(qū)頂板及兩幫位移量也不斷增加，并且?guī)筒课灰屏窟h大于頂板位移量。說明空頂區(qū)頂板的穩(wěn)定性主要受兩幫的控制，空頂區(qū)距離的長短對該區(qū)域頂板的穩(wěn)定性所造成的影響極小。

為了使巷道在掘進過程中空頂區(qū)得到良好的控制，應使空頂區(qū)保持在協(xié)同支撐階段范圍內(nèi)，并且增加幫部的支護強度可以有效控制空頂區(qū)頂板的穩(wěn)定性，考慮多方因素后確定支護應滯后迎頭4m。

3 掘進速度影響要素優(yōu)化

3.1 圍巖控制方案

由上文分析可知，適當增加幫部的支護強度可以有效控制空頂區(qū)頂板的穩(wěn)定性，現(xiàn)結合辛置煤礦10-428B運輸順槽的工程地質情況對原先的支護方案進行優(yōu)化。優(yōu)化后的支護參數(shù)如圖3所示。

頂板支護優(yōu)化為高性能錨桿配合金屬網(wǎng)和鋼筋梯子梁進行支護[3]，分別由Ф22-M24-2800mm的高性能錨桿和Ф21.8×6300mm錨索替換原頂板錨桿及錨索，由Ф22-M24-2000mm的高性能錨桿替換原巷幫錨桿。頂板錨桿錨索的間排距不做更改，巷幫錨桿的間距縮小為800mm，即每幫4根錨桿，肩部與底角錨桿與水平方向夾角為30°，排拒不做更改。每根錨桿均使用兩支K2340型、一支CK2340型樹脂錨固劑進行加長錨固，每根錨索使用三支Z2350型樹脂錨固劑進行加長錨固，并且要求錨桿施工安裝時有不低于80kN的初始預緊力。

圖3 10-428B巷道優(yōu)化支護參數(shù)

3.2 掘進機結構優(yōu)化

原EBZ220型掘進機不具備錨護裝置，而支護滯后掘進迎頭4m時空頂區(qū)頂板依然穩(wěn)定，較慢的人工支護速度影響到了整個巷道的掘進速度。本次將原EBZ220型掘進機改造為具備掘錨護多功能的一體機[4]，由一種具備錨護結構的截割部來替換原截割部，不改變EBZ220型掘進機的主體結構，如圖4所示。改造后的掘進機可以完成掘進、支護的自動化作業(yè)，并可通過調節(jié)支護結構實現(xiàn)不同斷面大小、不同掘進速度的巷道掘進時的掘進迎頭、頂板及兩幫的防護動作。新設計的截割部由主機泵站提供液壓動力源完成支護系統(tǒng)的各項動作。升級后的EBZ220型錨護一體機整體結構緊湊，綜掘機運行過程中割煤、支護、錨裝連續(xù)一體化，掘進機的其他部位的運行和割煤互不干擾，掘支護三大主要工藝完全實現(xiàn)機械化，大大減小工人勞動強度的同時提高了掘進效率。錨護結構替代原先人工前串梁臨時支護方式及人工安裝錨桿的操作，整機運行可靠性高，操作簡單，故障率極低，保障了施工安全，可保證巷道的正常掘進速度。

3.3 巷道掘進圍巖控制效果

使用改造后的EBZ220型錨護一體機和優(yōu)化后的支護參數(shù)進行10-428B巷道的掘進和支護。為了驗證巷道掘進過程中空頂區(qū)的圍巖控制效果，在距掘進迎頭5m處采用十字布點法布置測點來監(jiān)測斷面的圍巖變形量。如圖5為圍巖變形實測曲線圖。

圖4 具備錨護結構的截割部

圖5 掘進斷面圍巖變形曲線圖

從圖5可發(fā)現(xiàn)，掘進期間巷道頂?shù)装宓囊平糠€(wěn)定在78mm，兩幫移近量穩(wěn)定在103mm，說明掘進作業(yè)期間巷道圍巖穩(wěn)定，不會發(fā)生圍巖破碎垮落現(xiàn)象，可以保證巷道的正常掘進速度。

4 結論

通過FLAC3D軟件建立10-428B運輸順槽掘進模型研究不同滯后支護距離對空頂區(qū)頂板穩(wěn)定性的影響規(guī)律，發(fā)現(xiàn)支護滯后迎頭4m時空頂區(qū)頂板的穩(wěn)定性最佳，空頂區(qū)頂板的穩(wěn)定性主要受兩幫的控制。在優(yōu)化支護參數(shù)及改造EBZ220型錨護一體機進行掘進作業(yè)后，可以保證掘進時巷道的圍巖變形控制在允許范圍內(nèi)的同時保證巷道的正常掘進速度。