1、恒昇煤业 9304 机巷支护参数优化研究*王帅茗1，邱鹏2，李玉龙1，董浩然1，徐明初3（1.中国矿业大学（北京）力学与建筑工程学院，北京100083；2.太原理工大学 原位改性采矿教育部重点实验室，太原030024；3.安徽省皖北煤电集团 临汾天煜恒昇煤业有限责任公司，山西 临汾041000）摘要：为解决恒昇煤业因支护设计不合理而造成支护材料浪费，巷道掘进速度慢的问题，以恒昇煤业9304机巷为工程背景展开研究。结合矿井地质条件，采用悬吊理论计算了锚杆索间排距的取值范围。对比计算结果，提出了3种优化方案。利用FLAC3D软件，从巷道水平位移、竖向位移和塑性区分布3个方面进行模拟分析，最终确定了
2、最优方案。于9304机巷进行了现场试验，结果表明：优化方案围岩控制效果好，可以实现矿井的降本增效。关键词：支护优化；悬吊理论；FLAC3D；降本增效中图分类号：TD353文献标志码：A文章编号：1008 8725（2023）03 022 05Study on Optimization of 9304 Roadway Support Parameters inHengsheng Coal IndustryWANG Shuaiming1,QIU Peng2,LI Yulong1,DONG Haoran1,XU Mingchu3(1.School of Mechanics and Civil Eng
3、ineering,China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing 100083,China;2.Key Laboratory of In-situ Property-improving Mining of Ministry of Education,Taiyuan University of Technology,Taiyuan 030024,China;3.Linfen Tianyu Hengsheng Coal Industry,Anhui Wanbei Coal-Electricity Group,Linfen04100
4、0,China)Abstract：In order to solve the problem of waste of support materials and slow roadway excavationspeed caused by unreasonable support design in Hengsheng coal industry,the engineering backgroundof 9304 roadway in Hengsheng coal industry is studied.Combined with the geological conditions of th
5、emine,the value range of row spacing between anchor bolts and cables is calculated by using thesuspension theory.Comparing the calculation results,three optimization schemes are proposed.UsingFLAC3Dsoftware,the simulation analysis is carried out from three aspects of roadway horizontaldisplacement,v
6、ertical displacement and plastic zone distribution,and the optimal scheme is finallydetermined.The field test is carried out in 9304 roadway.The results show that the optimized schemehas good surrounding rock control effect and can reduce the cost and increase the efficiency of themine.Key words:sup
7、port optimization;suspension theory;FLAC3D;cost reduction and efficiency increase第42卷第03期2023年03月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.03Mar.2023doi:10.13301/ki.ct.2023.03.0040引言巷道是煤矿的主要通道，担任着运输、行人、通风等重要任务，维持巷道在矿井生产期间的稳定性十分重要。巷道处于低应力环境时，厚度较大的坚硬顶板本身便具有很强的自稳能力。但在实际生产中，一些矿井为了增加保险系数，过度强调支护强度，并没有结合矿井实际的地质条件，忽略了顶板
8、自身的承载能力，承载性好的顶板支护强度也较大，存在支护材料浪费的现象，影响掘进速率。因此，合理的支护设计对矿井生产十分重要，可以提高矿井的效益。许多专家学者关于巷道支护，已做了大量工作。何满潮等提出了恒阻大变形锚杆支护技术，并将其应用于深部软岩巷道围岩大变形的控制。康红普等提出了高预应力强力锚杆支护技术，可以有效地控制围岩变形破坏。单仁亮等提出了煤巷强帮强角支护技术，通过各种具体强化措施，提高帮部竖向承载力，维护顶板安全，实现煤巷整体稳定。郭东明等通过数值模拟和理论分析,提出了大倾角极软厚煤层的支护优化方案。本文以恒昇煤业9304机巷为研究背景，通过理论计算和FLAC3D模拟对9304机巷原支
9、护方案进行了优化设计，并将优化后的方案进行了现场应用，实现了矿井的降本增效。1工程概况1.1地质概况恒昇煤业主要开采910煤，9304工作面机巷在实体煤中掘进，位于三采区北部，设计长度为1228m，平均埋深为280 m，北部为未开采区域，南部为9304回采面，西部为三采区运输巷，东部为矿井边界保护煤柱。9304工作面布置如图1所示。*国家重点研发计划资助项目(2021YFC2902103)22图19304工作面布置图9304工作面煤层倾角为216，煤层厚度4.85.6 m。巷道上方留有约0.9 m厚的顶煤，顶煤上为K2灰岩，厚13.1 m，承载能力强。直接底为泥岩，局部有薄煤层。通过室内试验测
10、得顶板K2灰岩的抗拉强度为6.49 MPa，抗压强度为120.20 MPa，岩性致密坚硬，抗压强度大。9304工作面柱状图如图2所示。图29304工作面综合柱状图1.2原支护方案9304机巷为直角梯形断面，巷道净宽5.0 m，中高3.4 m。顶板和帮部均采用20 mm1 800 mm左旋无纵肋等强螺纹钢锚杆，间排距均为1 000 mm1 000 mm。顶板锚索用17.8 mm5 000 mm钢绞线，排距2 000 mm，沿巷中布置，每排布置1根锚索。顶板锚梁采用12 mm圆钢加工，规格为长宽=5 500 mm70 mm的钢筋梯形梁；锚网规格采用5.5 m1.2 m机械编织的菱形金属网，网孔50
11、 mm50 mm，材料为10#铁丝。帮部锚梁采用12 mm的圆钢加工规格为长宽=3 400 mm70 mm的钢筋梯形梁；锚网规格采用3.4 m1.2 m机械编织的菱形金属网，网孔50 mm50 mm，材质为10#铁丝。具体支护方案如图3所示。1.3原支护方案效果分析根据现场调研结果和监测数据可知，原支护方案条件下，顶板最大变形量18 mm，高帮最大变形量29 mm，低帮最大变形量25 mm，锚杆索工作载荷值较小，受力稳定。原支护方案下围岩变形较小，但支护强度偏大，存在较大的优化空间。(a)巷道断面图(b)顶板支护平面图图39304机巷原支护方案图2巷道支护参数优化设计2.1锚杆参数计算根据93
12、04机巷围岩地质条件，选用悬吊理论对锚杆间排距进行优化设计。即ajap=Q1KL=4.17 m2（1）式中aj锚杆间距，m；ap锚杆排距，m；Q1锚杆锚固力，取Q1=105 kN；K安全系数，取K=2.0；L不稳定岩层厚度，取L=0.9 m；不稳定岩层容重，取=14 kN/m3。由式（1）可得，即当锚杆间排距乘积不大于4.17 m2时，满足要求。2.2锚索参数计算锚索排距AnQ2Bgn(H1-H2)1+H22-2Q1sin/ap=3.27 m（2）式中B巷道最大冒落宽度，取B=5.0 m；H1巷道冒落高度，取H1=2.0 m；H2顶煤厚度，H2=0.9 m；1岩体密度，1=2.6103kg/m
13、3；2煤密度，2=1.4103kg/m3；恒昇煤业9304机巷支护参数优化研究王帅茗，等第42卷第03期Vol.42 No.03水仓回风道三采区外水仓三采区内水仓水仓入水通道9304风巷9304风巷回风联巷9304机巷回风联巷9304机巷9304切眼三采区运输巷三采区轨道巷三采区回风巷层厚/m岩性名称 岩性柱状岩性描述2.413.14.85.65.00.40.90.90.81.010.8泥岩K2灰岩9+10煤泥岩11煤泥岩灰黑色，胶结致密，裂隙发育，含少量的植物化石碎屑，质脆深灰色-灰黑色，钙质胶结，致密坚硬，裂隙发育，充填物为方解石脉，局部裂隙充填胶结较差，裂隙宽0.2 m，延伸方向与高家坡
14、-化里介背斜轴向基本一致黑色，块状，质脆，沥青光泽、含23层泥岩夹矸，岩性以泥岩为主，夹矸厚度0.5 m左右灰黑色，质软，含动物及植物化石，局部为砂质泥岩，夹细砂岩，局部有薄煤层黑色，半光亮型，质脆，偶有夹石，局部含有1层厚约0.4 m的泥岩夹矸灰黑色，质软，含动物化石及植物化石，偶夹煤线，局部为铝土岩800风筒15带式输送机中心线巷道中心线单轨吊轨道中心线151515顶部锚杆201 800左旋无纵肋等强锚杆间排距1 0001 000顶部锚索17.85 000钢绞线排距2 000帮部锚杆201 800左旋无纵肋螺纹钢锚杆间排距1 0001 0003英寸压风管3英寸供水管4英寸排水管4英寸排水管
15、1 0005 0005 2003 4001 800帮部锚杆201 800左旋无纵肋螺纹钢锚杆间排距1 0001 000电缆PVC水槽1 0001 100单体煤壁3005002 5003 100方木1 300帮部锚杆顶板锚杆顶板锚索1 0002 0001 00023ap锚杆排距，取ap=1.3 m；Q2锚索设计张紧力，取Q2=150 kN；gn重力加速度，gn=9.8 m/s2；角锚杆与巷道顶板的夹角，=75；n每排锚索根数，取n=1。由式（2）可得，锚索每排单根布置时,锚索排距小于3.27 m满足支护要求。3支护方案数值模拟3.1数值模型的建立根据巷道地质条件，采用FLAC3D建立模型。建立的
16、模型尺寸为XYZ=70 m30 m35 m，煤层倾角7，模型共计295 800个单元，312 759个节点。本构模型选取摩尔库伦模型，限制模型四周边界的水平位移，固定模型下边界，在模型上边界施加大小为6.85 MPa垂直方向载荷，数值计算图如图4所示。对9304机巷采取分步开挖，每次开挖5 m，分6次开挖，共开挖30 m。模型各岩层力学参数如表1所示。(a)数值模型图(b)几何边界图图4数值计算表1煤岩物理力学参数表3.2模拟方案的确定基于理论计算结果，在原方案的基础上适当地放大了锚杆索排距，其余参数保持不变，提出3个优化方案，具体方案如表2所示。表2巷道优化设计支护方案mm3.3模拟结果分析（1）垂直位移分析各方案巷道垂直方向变形情况如图5所示。由图5可知，各方案顶板最大变形量分别为21.03、22.57、24.45、26.67 mm；底板最大变形量分别为33.50、34.40、36.11、39.59 mm。分析得，随着锚杆索排距的增加，巷道顶底板的变形量也在增加。而且由于巷道基本顶为厚度较大的K2灰岩，底板为泥岩，相较于底板，顶板变形较小。(a)原方案(b)方案1(c)方案2(d)
