摘要：为了提升煤矿快速掘进施工速度、质量与安全性，以某煤矿工程为例，对煤矿快速掘进巷道围岩稳定性与支护设计进行了研究。首先，针对某煤矿工程的基本情况进行概述，然后以此为基础，分别从快速掘进机组、巷道断面、断面尺寸等角度出发，分析了巷道围岩稳定性的主要影响因素，然后以此为基础，提出一种巷道支护设计方案，最后，通过工业性试验的方式对该支护方案应用效果进行验证，如验证分析可知，巷道围岩变形量峰值为22mm，在规定范围以内，表明该支护方案是合理的。

　　关键词：煤矿；快速掘进技术；巷道围岩；稳定性；支护方案

　　现代煤矿领域存在多种掘进施工方式，如综掘技术、连采技术、炮掘技术、快速掘进技术等，其中，快速掘进技术具有掘进效率高、操作较为简单等优势，被煤矿企业广泛使用。但需要注意的是，采用快速掘进技术时，由于断面尺寸较大、形成速度较快，导致煤矿围岩性质差，大大增加煤矿开采难度，降低煤矿开采安全性，很容易引发煤矿开采事故。所以，煤矿快速掘进施工过程中，应针对煤矿巷道围岩具体情况，设计出合理的支护结构，以提升后续掘进施工的安全性。

　　1工程概况

　　以某煤矿工程为例，分析了煤矿快速掘进巷道围岩稳定性与支护设计。该煤矿总面积约为49km2，其中，东西全长约10.5km，南北全长约为6.4km。煤矿于2006年开始破土动工，于2012年正式投入生产，生产能力在4.0Mt/年。其中，4209作业面赋存较为稳定，地面标高在-1470~+1740m范围内，井下标高在+800~+870m范围内，煤层厚度在3.6~10.5m范围内，均值约为7.8m；煤层倾角在1.5°~5.6°范围内，均值约为3.0°;煤层的上部，主要成分为炭质泥岩与泥岩为主，中下部含有少量的粉砂质泥岩由此发现，4209作业面条件良好，因而煤矿企业采用快速掘进技术的方式对该作业面进行开采。快速掘进施工过程中，针对该掘进技术易出现巷道围岩稳定性差的问题，应针对影响巷道围岩稳定性的主要因素，设计出最佳的围岩支护体系，以提升对整个围岩结构的支撑效果。

　　2巷道围岩稳定性分析

　　2.1快速掘进机组

　　某煤矿4209作业面快速掘进施工时，采用的是快速掘进机组，该机组具有诸多优势，具体包括以下方面：①临时支护体系强度高。快速掘进机组运行过程中，可同时构建出强度较高的临时支护系统，以向围岩提供较高的支护工作阻力，使空顶区域保持稳定，防止掘进迎头出现垮落等问题，从而增加快速掘进施工的安全性；②永久性支护体系可靠性强，通过临时支护体系的配合，可显著提升快速掘进机组的永久性支护体系，确保整个煤矿掘进开采作业快速进行的同时，降低围岩裸露时间，在锚杆所与围岩相互作用下，构建出强度较大的锚固体，增加围岩的强度，从而使围岩保持稳定。但需要注意的是，快速掘进机组工作过程中，应根据巷道实际情况而逐渐调节方向，从而对巷道底板产生一定破坏，同时一次成巷施工时，巷道矩形断面较大使得巷道附近的应力较为集中，使得后续巷道掘进时围岩塑性区与破碎区剧烈变化，从而影响围岩的强度，随着围岩裸露时间的不断增加，围岩稳定性能逐渐下降，引发安全事故的概率不断增加。

　　2.2巷道断面

　　通过对某煤矿4209作业面及快速掘进机组的调查与分析可知，快速掘进施工过程中，滚筒截割宽度峰值约5.8m，行走作业时的宽度约8.3m，宽度较高，且产生的矩形断面面积大，可导致附近围岩出现应力集中的情况，而这一情况主要与两个方面因素有关，一个为围岩压力系数，另一个为巷道宽高比。某煤矿4209作业面巷道的宽高比在1:3左右，由此，可构建出围岩附近应力分布简图，如图1所示。

　　其中，p与q表示巷道开挖前不同方向上的初始应力，p=γH，q=λp=λγH，γ表示水平应力系数；λ表示垂直应力系数。煤矿快速掘进过程中，围岩不同方向上的主应力为σ1与σ2，其中，σ1=K1γH，σ2=K3λγH，K1与K3表示对应方向上的应力集中系数。

　　通过对图1的观察与分析可知，从垂直方向角度来说，在巷道顶板上，主要受到拉应力的影响，巷道宽度越高，拉应力越大，且两者呈正比例关系。其中，峰值出现在中间区域，呈不断向两侧递减的趋势，之间降低到原岩水平。从水平方向角度来说，两帮主要受到压应力的影响，且压应力峰值显著大于拉应力峰值，与两帮间距越短，压应力值越低，直到降低到原岩水平。此外，进一步分析能够发现，整个韩德高平面上，应力集中主要位于附近四角处，其数值与曲率半径r有关，r越大，应力集中水平越低，反之则越高。由此表明，某煤矿4209作业面断面应力集中较为严重，巷道稳定性相对较差，因而对支护体系具有较高的要求。

　　2.3断面大小

　　巷道断面分析时，主要考虑巷道的宽度与高度。

　　（1）在巷道宽度方面，根据4209作业面的基本情况，可构建出模型图，如图2所示。

　　以图2所示顶板受力模型为基础，可分别计算出围岩的挠度与虚功原理虚线，表达式为：

　　式中：w为围岩的挠度；n为自然数；an为系数；x为某支护点与顶板的垂直距离；q为围岩自身重力作用下产生的位移；E为巷道的宽度；h为顶板覆岩的厚度；μ为围岩的泊松比。

　　通过对公式（1）的整理后，能够得到（2）~（4）：

　　式（2）~（4）中：S"表示断面的宽度。

　　由式（2）~（4）可以发现，随着巷道宽度的不断提升，顶板弯曲下沉量逐渐提高，使顶板中间区域出现拉应力峰值，在该应力的作用下，导致顶板出现变形等问题。

　　（2）在巷道高度方面，随着巷道的不断掘进，巷帮附近应力分布情况出现明显改变，根据应力水平的不同，可使巷道内形成破碎区、塑性区与弹性区。以A.H.威尔逊理论为依据，能够推导出塑性区分布范围B与巷道高度L、深埋H之间的关联性，表达式为：

　　式中：K为关系系数。由此可以发现，巷道高度越大，塑性区分布越广，而某煤矿4209作业面快速掘进时，巷道高度较大，使得作业面内的塑性区面积较大，从而影响巷道围岩的稳定性。

　　此外，通过弹塑性理论的分析，能够推导出围岩的位移量，表达式为：

　　由公式（6）可知，围岩位移量与巷道半径呈正相关关系，巷道半径越大，围岩的位移量越高。而煤矿快速掘进作业时，巷道宽度与高度相对值较高，使得巷道半径较大，使得围岩断面容易出现较高的位移量，对围岩稳定性具有较大干扰。

　　3巷道支护方案设计

　　由上述分析结果可知，某煤矿4209作业面巷道围岩稳定性较差，快速掘进施工时易出现安全事故，不利于煤矿掘进作业活动的开展。为此，需要根据煤矿现场具体情况设计出最佳的支护方案。

　　3.1悬吊设计

　　3.1.1支护锚杆L

　　主要由3部分组成，分别为外部裸露段，长度记作L 1，由相关工作经验可知，该锚杆段长度一般控制在0.1~0.4m范围内；有效长度段，长度记作L2，主要根据巷道的宽度、高度、内摩擦角、与围岩坚固系数而定，通过对4209作业面的勘察与分析，有效段长度最短应为1.93m；围岩内部锚固段，长度记作L3，由相关工作经验可知，该锚杆段长度一般控制在0.3~0.4m范围内。按照各段最短长度计算可知，整个支护锚杆L应超过2.33m（0.1+1.93+0.3m）。

　　3.1.2锚杆直径d

　　相关资料中指出，锚杆直径主要与材料锚固力Q与抗拉强度σt有关，计算公式为：

　　式中：锚杆由螺纹钢制成，通过相关资料查询可知，该材料的σt为670MPa；由4209作业面现场的调查与计算，可将Q设置成180kN。通过计算可以得到d≈18.41mm，即为了满足4209作业面支撑要求，锚杆直径应超过19.41mm。

　　3.1.3锚杆间距a

　　由相关资料可知，支护锚杆间距主要与材料锚固力Q、围岩体积力γ与锚杆有效段长度有关，计算公式为：

　　式中：K表示安全系数，由相关资料查询将该系数设置成4.0。通过对4209作业面围岩的调查与计算，将γ设置成25kN/m3。

　　3.2组合梁设计

　　3.2.1锚杆长度σ

　　组合梁锚杆长度设计时，方法与悬吊锚杆的计算方法相同，并以此为基础，确定出固定端梁跨中区域的拉应力峰值，计算公式为：

　　式中：q为均布载荷，4209作业面设置成0.1MPa。

　　煤矿掘进作业过程中，当K1σ≤σt时，表明顶板保持稳定，K1表示安全系数，通常设置在2.0~5.0范围内。σt表示围岩的抗拉强度，4209作业面设置成0.54MPa。

　　实际当中，围岩会受到蠕变的影响，因而在实际计算时，应增加蠕变安全系数ξ与惯性矩折减系数η,其中，ξ设置成1.204，围岩层数在1~3层时，η分别设置成1.0、0.75与0.7，若围岩层数在4层以上，则将η设置成0.65[4]。通过对4209作业面的调查可知，直接顶为1层，因为将η设置成1.0。由此，可计算出锚杆有效段的长度为2.10m，将三段锚杆长度加到一起后可知，组合梁锚杆总长度应大于2.5m（0.1+2.10+0.3m）。

　　3.2.2锚杆排距

　　主要与锚杆直径d、抗剪切强度τ等因素有关，计算公式为：

　　式中，根据4209作业面实际情况，将d设置成22mm；将τ设置成469MPa；K2为安全系数，通常在2~6范围内，研究中设置成6。通过计算可得，a≈1.07m，即组合梁锚杆排距应超过1.07m。

　　3.3锚索支护

　　（1）锚索长度L。与锚杆长度计算方法基本相同，在此不再赘述，通过计算可得，锚索最小长度约为8.1m。

　　（2）预紧力P。主要与锚索拉断载荷M与预紧系数k有关，两参数相乘即为锚索的预紧力。通过实验分析，将M设置成510kN，将预紧系数设置在0.4~0.7范围内。通过计算可得：P≈204kN。

　　（3）锚索排距M。为提升整个支护体系强度，采用2排锚杆安装一组锚索的方案，因而将M设置成0.8m。

　　4工业性试验

　　为了验证上述支护方案是否符合要求，选择某煤矿4209作业面局部区域作为研究对象，通过工业性试验分析的方式，对该支护方案应用效果进行评价。由工业性试验可知，不论是回采帮处还是非回采帮处，随着滞后掘进距离的不断增加，巷道围岩的变形量呈逐渐下降的趋势，两区域变形量峰值分别为2.2m与1.8m。由此表明，巷道围岩变形量较小，均在规定要求范围内，表明该支护方案是合理的。

　　5结束语

　　综上所述，现代煤矿快速掘进施工过程中，煤矿企业应根据煤矿巷道具体情况，结合快速掘进机组、巷道断面、断面大小等因素对巷道围岩稳定性的影响，制定出合理的支护方案，提升巷道稳定性，以此构建良好的煤矿生产环境。其中，某煤矿4209作业面快速掘进施工时，悬吊锚杆长度应超过2.33m，直径超过14.91mm，间距超过25kN/m3；组合梁锚杆长度应超过2.5m，排距超过1.07m；锚索长度最小为8.1m，预紧力最小204kN，排距最小0.8m。

        参考文献：

　　［1］杨晓光，陈今.范各庄煤矿岩巷快速掘进多次支护技术研究与应用［J］.煤炭技术，2023，42（10）：91-95.

　　［2］王磊.TBM盾构机岩巷掘进巷道稳定性分析与支护方案研究［J］.煤，2023，32（9）：51-54+71.

　　［3］王虹，李发泉，张小峰.软弱围岩掘锚一体化快速掘进关键技术与工程实践［J］.煤炭科学技术，2024，52（1）：280-287.

　　［4］张晋.煤矿快速掘进顶板稳定性高性能锚杆支护的工业性试验［J］.机械管理开发，2022，37（11）：112-114.