仇小祥，劉 宏，張志軍

(河南省正龍煤業(yè)有限公司 城郊煤礦，河南 永城 476600)

隨著淺部煤炭資源的減少，采動影響下深部回采巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，超前影響范圍長，頂板易碎脹，發(fā)生漏冒事故的風(fēng)險高。煤與瓦斯突出礦井主運(yùn)輸巷道均是機(jī)軌合一巷道，擔(dān)負(fù)著工作面出煤、進(jìn)風(fēng)、供電、排水、運(yùn)料和行人的功能。因此，超前范圍內(nèi)布置有帶式輸送機(jī)、橋式轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)、單軌吊軌道和各類纜線管路。加之工作面刮板輸送機(jī)機(jī)頭與轉(zhuǎn)載機(jī)機(jī)尾需要動態(tài)搭接，主運(yùn)輸巷道超前范圍是工作面的“咽喉”，空間狹小、位置重要、管理難度大。

傳統(tǒng)綜采工作面回采巷道超前支護(hù)形式主要為金屬頂梁配合單體支柱[1，2]。隨著綜采工作面超前支護(hù)機(jī)械化程度的不斷提高，不同型號的超前液壓支架在各大礦區(qū)得到了廣泛應(yīng)用[3-6]，針對超前支架反復(fù)支撐頂板容易導(dǎo)致頂板破碎的問題，王郎朗、韋建龍分別研究了履帶行走式和車載式超前支護(hù)液壓支架[7，8]。為配合智能化無人工作面開采，王國法等研發(fā)了以超前支架電液控制為基礎(chǔ)的遠(yuǎn)程遙控操作系統(tǒng)，實(shí)現(xiàn)了“低初撐、高工阻”和減人提效的目的[9，10]。曹秀龍采用水力壓裂切頂技術(shù)削弱巖層的整體性和穩(wěn)定性，解決了臨空動壓影響綜采工作面超前段巷道變形量大的難題[11]。姚強(qiáng)嶺等[12]提出了在工作面超前支護(hù)段采用注漿錨索加固替代單體支柱(超前液壓支架)的技術(shù)思路，建立了主動式超前支護(hù)圍巖穩(wěn)定性控制力學(xué)模型，計(jì)算并校核了錨桿(索)及圍巖支護(hù)強(qiáng)度，在山東、山西、河北等省份不同開采深度的薄煤層、中厚煤層、厚煤層得到了成功應(yīng)用[13-17]。龍景奎、劉波濤等[18，19]以永煤集團(tuán)超長工作面中間輔助運(yùn)輸巷道為研究對象，指出普通錨索梁超前支護(hù)能夠有效對實(shí)體煤巷道頂板進(jìn)行加固控制，既能更好地滿足回采巷道安全使用的生產(chǎn)要求，又可以解決單體支柱或超前液壓支架等支護(hù)所存在的問題和不足。

以城郊煤礦21109綜采工作面地質(zhì)條件為背景，提出在主運(yùn)輸巷道采取非中空注漿的普通錨索進(jìn)行超前支護(hù)的技術(shù)構(gòu)想，并在21109主運(yùn)輸巷道里段進(jìn)行了工業(yè)性試驗(yàn)。

1 工程背景

21109綜采工作面位于城郊煤礦二水平南翼十一采區(qū)，該工作面北為二水平南翼軌道大巷、二水平南翼膠帶大巷保護(hù)煤柱，南為F20斷層保護(hù)煤柱，西為實(shí)體煤，東為21107工作面(已采)。工作面回采范圍內(nèi)采用傾斜長壁后退式采煤方法，一次采全高。工作面埋深834.2～926.6m，南北走向長1235m，東西傾斜長180～190m，可采儲量110萬t。21109主運(yùn)輸巷道為主運(yùn)輸巷道，其中里段(通尺1235～990m)為新掘巷道，回采期間不進(jìn)行沿空留巷；外段(通尺990～260m)采取切頂卸壓沿空留巷。所采二2煤層層位穩(wěn)定、水文地質(zhì)條件簡單，無煤塵爆炸危險性，工作面傾角0°～10.5°，平均3.5°。工作面綜合柱狀如圖1所示。

圖1 工作面綜合柱狀

21109工作面裝備ZY6800-18/38型電液控支架127臺，MG500/1130-WD3型采煤機(jī)1臺，SGZ800/2×700型刮板輸送機(jī)1臺，SZZ800/315型轉(zhuǎn)載機(jī)1臺，PLM2000型破碎機(jī)1臺。通過智能型集控系統(tǒng)將工作面設(shè)備集中控制，工作面能夠?qū)崿F(xiàn)支架電液控制、隨機(jī)拉架、記憶割煤、慣導(dǎo)定位調(diào)直等多種智能化功能。

2 主運(yùn)輸巷道超前支護(hù)現(xiàn)狀

城郊煤礦綜采工作面主運(yùn)輸巷道在用的超前支護(hù)主要有單體支柱抬棚支護(hù)、超前支架支護(hù)和單體支柱抬棚配合超前支架混合支護(hù)[20]。

單體支柱抬棚有2種支護(hù)形式：一種是利用Π型梁配合單體支柱形成一梁三柱傾向單體支柱抬棚；另一種是利用1.2m鉸接梁配合單體支柱形成一梁一柱走向單體支柱抬棚。單體支柱抬棚使用方便，適應(yīng)性強(qiáng)，應(yīng)用廣泛。超前支架在頂?shù)装迤秸?、地質(zhì)構(gòu)造簡單、礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度微弱的條件下可充分發(fā)揮其優(yōu)越性，能夠完全替代單體支柱抬棚。否則超前支架反復(fù)支撐頂板的弊端就逐步顯現(xiàn)，降架過程中頂板整體下沉明顯，底鼓嚴(yán)重，超前范圍內(nèi)安全出口高度、寬度難以保證，需頻繁拉底、撥移設(shè)備，支護(hù)效果反而不及單體支柱抬棚?，F(xiàn)場需要在超前支架頂梁上背設(shè)Π型梁，Π型梁梁下再支設(shè)單體支柱形成“T”型單體支柱抬棚進(jìn)行補(bǔ)充支護(hù)；或?qū)⒊爸Ъ芟蚯袄?0～20m，在超前支架后方支設(shè)一梁三柱傾向單體支柱抬棚進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

3 無立柱超前支護(hù)實(shí)踐

3.1 掘進(jìn)期間支護(hù)參數(shù)

根據(jù)懸吊理論計(jì)算頂板錨桿長度，按頂板錨桿錨固力與桿體的破斷力相等計(jì)算錨桿直徑，按錨桿間排距相等計(jì)算錨桿間排距[21]。

3.1.1 錨桿長度、直徑、間排距

Lg=L1+L2+L3

式中，Lg為錨桿長度，m；L1為錨桿外露長度，取0.15m；L2為錨桿有效長度，L2=KB/(2f)，m；K為安全系數(shù)，取2；B為巷道最大掘進(jìn)寬度，取4.8m；f為巖石普氏系數(shù)，取4；L3為錨桿錨固長度，取0.5m。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，L2=1.2m、Lg=1.85m。

式中，d為錨桿桿體直徑，mm；Q為錨桿錨固力，取120kN；σt為桿體材料抗拉強(qiáng)度，取630MPa。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，d=15.6mm。

式中，a為錨桿間排距，m；γ為被懸吊巖石的容重，取23kN/m3。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，a=1.47m。

3.1.2 錨索長度、直徑

Ls=Lw+Lb+Lm

式中，Ls為錨索長度，m；Lw為錨索外露長度，取0.3m；Lb為潛在的不穩(wěn)定巖層高度，取5m；Lm為錨索錨固長度，取2m。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，L=7.3m。

考慮到錨索索體直徑與鉆孔直徑的差值控制在4～10mm之內(nèi)有利于樹脂藥卷錨固效果的發(fā)揮，選用直徑21.6mm的錨索。

掘進(jìn)期間頂板、幫部錨桿采用?22mm×2500mm型高強(qiáng)錨桿，錨桿間排距為700mm×700mm；材質(zhì)為Q500左旋螺紋鋼，屈服強(qiáng)度不小于500MPa；每根高強(qiáng)錨桿配150mm×100mm×12mm的M托盤、金屬阻尼墊片、塑料阻尼墊片、扭矩螺母；每根高強(qiáng)錨桿使用2支錨固劑(根據(jù)實(shí)際情況選用MSK2350型或MSZ2350型)進(jìn)行錨固，頂板錨桿設(shè)計(jì)錨固力為120kN，幫部錨桿設(shè)計(jì)錨固力為100kN。鋼筋網(wǎng)規(guī)格為2000mm×1000mm。頂板選用4.6m長M鋼帶，幫部選用1.6～3.2m長M鋼帶。

頂板錨索采用1×7股鋼絞線普通錨索，規(guī)格為?21.6mm×8200mm，錨索間排距為1600mm×1400mm；傾向錨索梁梁長3600mm，使用16b槽鋼加工，距錨索梁兩端200mm和錨索梁中心各加工一個?25mm的孔，一梁三索；每根錨索使用3支錨固劑進(jìn)行錨固，錨索預(yù)緊力為210kN。

3.2 立柱式超前支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

以往工作面主運(yùn)輸巷道超前支護(hù)采用4組ZQL2×3200/17.5/35型超前支架、30棚一梁三柱傾向單體支柱抬棚(棚距800mm)或3排一梁一柱走向鉸接梁抬棚(走向支護(hù)長度不小于20m)。

3.2.1 超前支架支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

式中，Pz為超前支架單位面積支護(hù)強(qiáng)度，kPa；r為超前支架大立柱半徑，取115mm；P1為超前支架初撐力，取15MPa；n1為一組超前支架大立柱數(shù)量，取4；S1為一組超前支架支護(hù)長度，取6m。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，Pz=86.5kPa。

3.2.2 傾向單體支柱抬棚支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

式中，Pt為傾向單體支柱抬棚單位面積支護(hù)強(qiáng)度，kPa；P2單個單體支柱初撐力，取90kN；n2為單棚單體支柱抬棚中單體支柱的數(shù)量，取3；S2為單棚單體支柱抬棚支護(hù)長度，取0.8m。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，Pt=70.3kPa。

3.2.3 走向單體支柱抬棚支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算

式中，Pj為走向單體支柱抬棚單位面積支護(hù)強(qiáng)度，kPa；P3單個單體支柱初撐力，取90kN；n3為走向1.2m長單體支柱抬棚中單體支柱的數(shù)量，取3；S3為單根鉸接梁支護(hù)長度，取1.2m。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，Pj=46.9kPa。

3.3 錨索梁超前支護(hù)參數(shù)計(jì)算

通過工程類比可知回采前補(bǔ)打的錨索梁單位面積支護(hù)強(qiáng)度應(yīng)不得小于86.5kPa。則補(bǔ)打錨索梁排距為：

式中，A為補(bǔ)打錨索梁排距，mm；P4單個錨索預(yù)緊力，取210kN；n4為單根錨索梁中錨索的數(shù)量，取3；Ps為錨索梁單位面積支護(hù)強(qiáng)度，取86.5kPa。代入數(shù)據(jù)計(jì)算得，A=1.5m。

21109主運(yùn)輸巷道里段用于超前支護(hù)的錨索梁排距選取1.4m，補(bǔ)打后錨索梁排距縮小至0.7m。頂板錨索梁補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案如圖2所示。

圖2 頂板錨索梁補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案(mm)

3.4 應(yīng)用效果檢驗(yàn)

回采前在試驗(yàn)段采用專用工具對頂板錨桿、錨索進(jìn)行錨固力檢測。檢測標(biāo)準(zhǔn)為錨桿檢測拉拔力達(dá)到120kN、錨索檢測拉拔力達(dá)到210kN時，錨桿、錨索不發(fā)生明顯位移或任何破壞的現(xiàn)象。頂板錨桿共抽檢35根、錨索共抽檢15根，合格率均為100%，表明錨桿、錨索施工質(zhì)量良好。

回采期間加密巷道表面位移測站布置，增加頂板離層儀和表面位移測站觀測頻次，全面取消立柱式超前支護(hù)后頂板離層和十字位移監(jiān)測數(shù)據(jù)表明：①頂板離層量?。虎诔锏赖装寰植康囟斡械坠默F(xiàn)象外，頂板及兩幫穩(wěn)定，無明顯下沉或聚幫現(xiàn)象；③頂板錨桿錨索及幫部肩窩錨桿端部無崩斷現(xiàn)象、鋼帶及錨索梁無彎折現(xiàn)象；④金屬網(wǎng)無開裂現(xiàn)象。

為進(jìn)一步驗(yàn)證錨索梁超前支護(hù)技術(shù)的實(shí)施效果，在超前支護(hù)范圍內(nèi)施工鉆孔進(jìn)行窺視，結(jié)果表明窺視鉆孔自始至終保持完好，無塌孔、錯孔現(xiàn)象，鉆孔內(nèi)橫向、豎向裂隙不發(fā)育，頂板巖層完整性和穩(wěn)定性保持良好，覆巖結(jié)構(gòu)穩(wěn)定，錨索梁超前支護(hù)達(dá)到了預(yù)期效果。與此同時，21109主運(yùn)輸巷道里段進(jìn)入采空區(qū)后，巷道頂板不能及時垮落，出現(xiàn)了懸頂現(xiàn)象，需要在工作面端頭采取退錨措施。

4 結(jié) 語

無立柱超前支護(hù)技術(shù)有效降低了職工勞動強(qiáng)度；杜絕了超前范圍內(nèi)各類千斤頂漏液卸載、鉆底歪斜等安全隱患；從根本上規(guī)避了回采巷道內(nèi)三用閥崩出、高壓液體竄出等傷人風(fēng)險。主運(yùn)輸巷道超前范圍內(nèi)作業(yè)環(huán)境得到了極大改善，安全出口暢通無阻，設(shè)備檢修與操作不再與頂板支護(hù)器材相互影響，各班組超前范圍內(nèi)無需安排支護(hù)人員，順應(yīng)了煤炭智能化開采發(fā)展趨勢，符合煤礦井下單班作業(yè)人數(shù)限員規(guī)定。實(shí)體煤巷道無立柱超前支護(hù)技術(shù)的成功實(shí)施為留小煤柱沿空回采巷道、切頂卸壓沿空留巷等高難度條件下的超前支護(hù)技術(shù)優(yōu)化提供了契機(jī)，高強(qiáng)度高剛度高預(yù)緊力的主動支護(hù)技術(shù)體系在采煤工作面回采巷道超前支護(hù)中日益重要。