王 琦 ,宋德軍 ,閆殿華
(1.煤炭科學(xué)研究總院,北京 100013;2.煤礦采掘機(jī)械裝備國家工程實(shí)驗(yàn)室,山西 太原 030006;3.中國煤炭科工集團(tuán)太原研究院,山西 太原 030006;4.山西天地煤機(jī)裝備有限公司,山西 太原 030006)
回采巷道是長壁綜采工作面安全通風(fēng)和輔助運(yùn)輸?shù)闹匾ǖ溃鋰鷰r的有效維護(hù)對工作面安全、高效生產(chǎn)具有重要意義[1-3]。受采動影響,在工作面前方一定范圍內(nèi)巷道圍巖破壞變形速度增大,特別是當(dāng)圍巖穩(wěn)定性較差時進(jìn)入工作面附近巷道會大幅度變形,在一定程度上影響了工作面的安全生產(chǎn)。因此,為減小采動過程中超前集中應(yīng)力對巷道破壞,需要對回采巷道進(jìn)行超前加強(qiáng)支護(hù)。
目前綜采工作面回采巷道主要通過不同類型的超前支護(hù)裝備進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),超前支護(hù)裝備有單體液壓支柱和不同類型的超前支護(hù)支架:單體液壓支柱超前支護(hù)往往通過人工作業(yè),由于存在勞動強(qiáng)度大、支護(hù)效率低、初始支護(hù)強(qiáng)度不均勻、具有一定安全隱患等局限,已難以滿足工作面安全高效開采超前支護(hù)要求;目前許多綜采工作面采用超前支架進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),主要包括整體式超前支架組、分體式超前支架組及單元支架等[4-5]。針對不同的開采地質(zhì)條件,許多學(xué)者對回采巷道超前支護(hù)問題進(jìn)行了大量的研究。王國法等[6]在分析工作面回采巷道超前采動應(yīng)力影響范圍和分布規(guī)律的基礎(chǔ)上提出了“低初撐力、高工作阻力”的超前支護(hù)設(shè)計(jì)原理,形成了超前支護(hù)裝備和巷道圍巖耦合支護(hù)系統(tǒng);曹連民等[7]、郭文彬等[8]、曾明勝[9]、閆殿華等[10]根據(jù)工作面回采巷道實(shí)際開采條件和超前支護(hù)需要解決的關(guān)鍵問題,設(shè)計(jì)了相應(yīng)的邁步分體式超前支架組,并分別用于工程實(shí)踐;李明忠等[11]針對8.2 m 超大采高工作面大斷面巷道的實(shí)際地質(zhì)條件和支護(hù)難點(diǎn),設(shè)計(jì)了智能化邁步自移式超前支架組,并用于現(xiàn)場實(shí)踐;張坤等[12]分析了超前液壓支架組與巷道錨桿(索)耦合支護(hù)力學(xué)特性,超前支架組-錨固非等強(qiáng)支護(hù)策略,并通過相似模擬實(shí)驗(yàn)進(jìn)行驗(yàn)證性研究;徐亞軍等[13-14]研究了超前支架自適應(yīng)支護(hù)理論,分析了具有螺旋式推進(jìn)器行走部的單元式超前支架自適應(yīng)移架方式,解決了單元式超前支架與巷道頂板及錨護(hù)系統(tǒng)的協(xié)同匹配難題;高喜才等[15]針對復(fù)合頂板薄及中厚煤層工作面巷道超前支護(hù)存在的問題,開發(fā)了1 種由端頭支架和超前支架組成的輕型自移式超前支護(hù)系統(tǒng),并進(jìn)行了現(xiàn)場應(yīng)用;李飛[16]針對鄂爾多斯沖擊礦壓巷道實(shí)際條件,對抗沖擊大阻力巷道超前支架進(jìn)行選型研究,并用于現(xiàn)場實(shí)踐。
上述研究推動了回采巷道超前支護(hù)技術(shù)的進(jìn)步,對超前采動影響區(qū)內(nèi)回采巷道合理有效的維護(hù)具有重要意義。為此,在上述研究的基礎(chǔ)上,以中煤華晉王家?guī)X煤礦12302 綜放工作面回風(fēng)巷為研究背景,針對巷道實(shí)際開采條件和超前支護(hù)要求,提出了1 種新型長距離超前支護(hù)技術(shù),并用于工程實(shí)踐。
中煤華晉王家?guī)X煤礦12302 工作面所采的2#煤層平均埋深為300 m,平均厚度為6.28 m,煤層結(jié)構(gòu)簡單,含1~2 層夾矸,單軸抗壓強(qiáng)度為7.09~7.59 MPa;工作面采用綜放工藝回采,其中采3.0 m,放3.28 m,垮落法處理頂板。工作面頂板以砂質(zhì)泥巖為主,單軸抗壓強(qiáng)度為25.12~34.24 MPa;工作面底板為泥巖,單軸抗壓強(qiáng)度為20.63~26.27 MPa。工作面煤層及頂?shù)装逄卣魅鐖D1。
圖1 12302 回風(fēng)巷巖層地質(zhì)柱狀圖Fig.1 Roof and floor histogram of 12302 roadway
12302 回風(fēng)巷設(shè)計(jì)為矩形斷面,巷道掘進(jìn)寬度為5.2 m,凈寬度為5.0 m,掘進(jìn)高度為3.55 mm,凈高為3.3 m,沿底掘進(jìn),護(hù)巷煤柱寬度為6 m。巷道采用錨桿、錨索、金屬網(wǎng)及鋼帶聯(lián)合支護(hù):頂板使用 ?22 mm×2 200 mm 型左旋無縱筋高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,間排距為1 000 mm×900 mm,頂板兩端錨桿與豎向方向夾角為15°,其余垂直于頂板布置,預(yù)緊力不低于100 kN;頂板錨索采用 ?21.6 mm×6 250 mm 的高強(qiáng)度鋼絞線,間距為2 000 mm,排距為1 800 mm,預(yù)緊力不低于200 kN。巷道兩幫采用 ?20 mm×2 000 mm 型左旋無縱筋高強(qiáng)螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm×900 mm,幫部最上方與最下方錨桿與水平方向夾角為15°,其余垂直于頂板布置。底板進(jìn)行混凝土硬化處理,鋪底厚度為150 mm,混凝土強(qiáng)度等級為C30。
相鄰以往工作面生產(chǎn)實(shí)踐表明,回風(fēng)巷超前采動范圍較長,巷道在工作面前方約40 m 處巷道開始出現(xiàn)較大的變形,為滿足工作面長距離超前支護(hù)要求,工作面采用邁步分體式超前支架組與單體液壓支護(hù)進(jìn)行超期支護(hù):其中超前支架組支護(hù)長度為20 m,隨著工作面推進(jìn),超前支架組交替邁步向前移架;超前支架組前方采用單體液壓支柱支護(hù),每排布置2 根單體支護(hù),間距為2.6 m,立柱距幫部距離均為1.2 m,支護(hù)長度為20 m。實(shí)際生產(chǎn)過程中超前支護(hù)范圍內(nèi)巷道頂板最大下沉量為670 mm,煤柱幫最大變形量為980 mm,煤壁幫最大變形量為420 mm,底板最大變形量為65 mm;局部區(qū)域錨桿失效,實(shí)際支護(hù)效果不理想。分析其原因,一方面由于在工作面前方20~40 m 范圍內(nèi)單體立柱支護(hù)密度較小,超前支護(hù)強(qiáng)度不足,不能較好的減緩超前采動對錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)的影響,導(dǎo)致錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)受到一定的破壞,頂板離層發(fā)育,幫部巖體受頂板上覆巖層的運(yùn)移影響而發(fā)生一定的擴(kuò)容變形,進(jìn)入工作面前方0~20 m 范圍內(nèi)超前支架組支護(hù)區(qū)域時巷道已受超前采動影響而發(fā)生一定程度的變形;另一方面,單體液壓支柱通過人工打設(shè),為避免單體液壓支柱對局部破碎頂板的進(jìn)一步破壞,在實(shí)際支護(hù)過程中施加的初始支護(hù)強(qiáng)度往往較小,造成整體支護(hù)強(qiáng)度不均勻,不利于頂板的維護(hù)。
根據(jù)相鄰工作面超前支護(hù)實(shí)踐與現(xiàn)場監(jiān)測結(jié)果,認(rèn)為工作面在超前支護(hù)過程中仍存在如下問題需進(jìn)一步解決。
1)超前支護(hù)方式。相鄰工作面以往生產(chǎn)實(shí)踐表明,在工作面前方約40 m 處的未支護(hù)區(qū)域內(nèi)巷道開始發(fā)生較大變形,巷道超前支護(hù)長度為 40 m,在工作面前方20~40 m 范圍內(nèi)采用單體立柱支護(hù),該范圍內(nèi)單體立柱支護(hù)密度較小,實(shí)際支護(hù)效果較差,進(jìn)入工作面前方20 m 范圍后巷道已發(fā)生較大幅度的破壞變形,超前支護(hù)對圍巖的維護(hù)效果不佳,需改變該范圍內(nèi)的超前支護(hù)方式,使巷道在未發(fā)生較大幅度變形之前得到有效支護(hù),從而減小超前采動影響對巷道圍巖的破壞速度。
2)支護(hù)裝置與圍巖適應(yīng)性。超前支護(hù)作為1種臨時加強(qiáng)支護(hù)方式,與巷道錨桿支護(hù)系統(tǒng)共同維護(hù)超前劇烈采動影響區(qū)內(nèi)巷道圍巖的穩(wěn)定,在實(shí)際支護(hù)過程中支護(hù)裝置與圍巖應(yīng)具有良好的適應(yīng)性,應(yīng)避免對巷道頂板及錨桿支護(hù)系統(tǒng)的破壞,在工作面前方20~40 m 范圍內(nèi)單體立柱支護(hù)過程中不能保證有均勻的初始支護(hù)強(qiáng)度,進(jìn)入工作面前方20 m 范圍內(nèi)超前支架組在反復(fù)“承載-卸載”移架過程中對巷道頂板及錨桿支護(hù)系統(tǒng)造成一定的破壞,支護(hù)裝置與巷道圍巖的適應(yīng)性問題需進(jìn)一步解決。
3)巷道圍巖變形問題。該礦采用窄煤柱護(hù)巷,護(hù)巷煤柱為基于沿空掘巷上覆巖層空間分布特征與掘巷工藝,成巷后在工作面超前采動影響下,巷道容易發(fā)生較大幅度的破壞變形,超前支護(hù)裝備應(yīng)具有合理的結(jié)構(gòu),以減緩巷道圍巖破壞變形速度。
根據(jù)12302 回風(fēng)巷超前支護(hù)應(yīng)解決的主要問題,提出了長距離超前支護(hù)與無反復(fù)支護(hù)的超前支護(hù)思路,具體如下:
1)長距離超前支護(hù)?;夭上锏牢词芄ぷ髅娉安蓜佑绊憰r圍巖可以保持相對穩(wěn)定的狀態(tài),在超前采動影響下巷道頂板巖層會發(fā)生一定的破壞變形,頂板離層逐漸發(fā)育,對錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)造成一定的破壞,通過長距離超前支護(hù),即對巷道前方受采動影響較小的區(qū)域進(jìn)行長距離加強(qiáng)支護(hù)可以減小超前采動影響下巷道頂板上覆巖層的回轉(zhuǎn)變形速度,抑制頂板離層發(fā)育,減小上覆巖層回轉(zhuǎn)過程中對巷道兩幫帶來的破壞,保持超前支護(hù)范圍內(nèi)巷道圍巖的整體穩(wěn)定。
2)無反復(fù)支護(hù)。巷道在工作面前方20~40 m范圍內(nèi)已發(fā)生一定的變形破壞,在超前支護(hù)過程中支護(hù)裝備的反復(fù)“承載-卸載”在一定程度上會加劇對巷道頂板的破壞,實(shí)際支護(hù)效果并不理想。通過改變移架方式實(shí)現(xiàn)無反復(fù)支護(hù),從而避免支護(hù)裝置對巷道頂板及錨桿支護(hù)系統(tǒng)的反復(fù)承載破壞,減小巷道圍巖破壞變形速度。
工作面自切眼處開始,隨著持續(xù)推進(jìn)上覆巖層會經(jīng)歷直接頂初次破斷垮落、基本頂初次破斷垮落和基本頂周期性破斷垮落等過程,工作面上覆巖層應(yīng)力會隨著上覆巖層破斷運(yùn)移發(fā)生動態(tài)變化,并在工作面前方一定范圍內(nèi)形成超前應(yīng)力集中區(qū),逐步達(dá)到1 種相對平衡的狀態(tài),在工作面前方會形成塑性區(qū)、彈性應(yīng)力增高區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。根據(jù)極限平衡理論[17-18],在工作面前方集中應(yīng)力峰值位置距工作面的距離X0可按照式(1)計(jì)算:
式中:m為煤層采高;μ為煤巖層間的摩擦系數(shù);φ為煤體內(nèi)摩擦角;k為超前應(yīng)力集中系數(shù);ρ為上覆巖層密度;N0為煤體殘余承載強(qiáng)度;H為埋深。
工作面前方彈性區(qū)域內(nèi)距工作面X處煤體所受垂直應(yīng)力σy可按式(2)計(jì)算:
式中:λ為測壓系數(shù)。
在彈性應(yīng)力增高區(qū)與原巖應(yīng)力區(qū)的交界處,有σy=ρgH,代入式(3),有:
根據(jù)相鄰工作面實(shí)際監(jiān)測數(shù)據(jù),結(jié)合煤巖體物理力學(xué)參數(shù)測試結(jié)果,μ=0.24,φ=28.74°,k=2.2,ρ=2.5 m3,λ=0.33,考慮工作面頂煤回收率的影響,有m=5.8 m。
將各參數(shù)代入,得X0= 8.22 m,X=37.09 m。結(jié)合相鄰工作面超前支護(hù)實(shí)踐,回風(fēng)巷道在工作面前方40 m 處開始出現(xiàn)較大幅度變形,結(jié)合目前工作面超前支護(hù)長度,綜合分析,確定超前支護(hù)長度不低于40 m。
超前支護(hù)的主要作用是支護(hù)裝置協(xié)助巷道錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng),與錨桿(索)支護(hù)共同維護(hù)巷道圍巖穩(wěn)定,在確定超前支護(hù)強(qiáng)度時,要充分考慮錨桿及錨索對巷道圍巖的支護(hù)作用。
12302 回風(fēng)巷道上覆頂煤厚度為2.73 m,頂煤上部為厚5.9 m 的砂質(zhì)泥巖,可將其視為直接頂,直接頂上部為厚5.85 m 的細(xì)砂巖,可將其視為基本頂,巷道使用窄煤柱護(hù)巷,護(hù)巷煤柱為6 m,在超前支護(hù)范圍內(nèi)支護(hù)裝置、錨桿支護(hù)系統(tǒng)、煤柱、煤壁共同承載著上覆巖層所傳遞的載荷。以巷道基本頂、直接頂、護(hù)巷煤柱以及側(cè)向采動影響范圍內(nèi)的煤壁作為研究對象,建立的超前支護(hù)力學(xué)模型如圖2[19-20]。圖中:a、l、b分別為煤柱、巷道及側(cè)向采動影響范圍內(nèi)煤壁的寬度,Rp、R、Rw分別為護(hù)巷煤柱、支護(hù)裝置、煤壁對上覆巖層的作用力;θ為上覆基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)角;Hc為煤層厚度;Hi為直接頂高度;Hm為基本頂高度。
圖2 超前支護(hù)力學(xué)模型Fig.2 Mechanical model of advance support
以O(shè)為原點(diǎn),根據(jù)力矩平衡關(guān)系,可建立平衡方程如式(4):
式中:Mi、Mm分別為直接頂、基本頂回轉(zhuǎn)變形產(chǎn)生的力矩;Mw、M、Mp分別為煤壁、支護(hù)裝置、煤柱承載力所產(chǎn)生的力矩。
式中:ρi、ρm分別為直接頂和基本頂密度。
巷道上覆基本頂回轉(zhuǎn)角θ可以根據(jù)超前支護(hù)空間要求確定,假定超前支護(hù)裝置兩側(cè)邊緣距巷道幫部的空間距離相等,巷道圍巖的變形來自直接頂和幫部煤巖體的擴(kuò)容變形,根據(jù)超前支護(hù)空間位置關(guān)系,巷道兩幫變形量不大于超前支護(hù)裝置兩側(cè)邊緣距巷道幫部的距離,有:
式中:B為支護(hù)裝置的寬度;k1為煤巖體擴(kuò)容系數(shù);h為巷道的高度。
考慮到研究區(qū)域長度遠(yuǎn)小于回采巷道走向長度,按照平面應(yīng)變模型分析,根據(jù)彈性力學(xué)理論[21],研究區(qū)域內(nèi)巷道兩側(cè)實(shí)體煤和煤柱上任一點(diǎn)上覆巖層垂直應(yīng)力σw、σy分別按下式表示:
煤壁對上覆巖層提供的支撐應(yīng)力Rw為:
式中:Aw、Bw、Ap、Bp分別為與錨桿(索)支護(hù)參數(shù)有關(guān)的系數(shù)。
考慮錨桿(索)的支護(hù)作用,單位長度內(nèi)巷道所需超前支護(hù)載荷qa為[22]:
巷道超前支護(hù)強(qiáng)度pa為:
式中:n為單位長度內(nèi)錨桿(索)的個數(shù),F(xiàn)為單位長度內(nèi)錨桿(索)對圍巖的錨固力,kN。
根據(jù)實(shí)際開采條件,巷道寬度l=5.2 m,高度h=3.55 m,Hi=5.9 m,Hm=5.85 m,k1=1.5,B=14.6 m,μ=0.25,E=19 MPa。根據(jù)巷道錨桿(索)支護(hù)參數(shù)及現(xiàn)場實(shí)際應(yīng)力監(jiān)測,支護(hù)裝置初始支護(hù)區(qū)域巷道頂板錨桿所受平均應(yīng)力為121 kN,錨索所受平均應(yīng)力為226 kN,由計(jì)算可得qa=1 390.38 kN,pa=267.38 kN。
即考慮與錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)的共同作用,超前支護(hù)強(qiáng)度不低于267.38 kN。
基于上述分析,提出了窄煤柱巷道長距離無反復(fù)超前支護(hù)技術(shù),設(shè)計(jì)了ZLQ3200/18/37 型單跨式超前支護(hù)裝置,配備多功能運(yùn)載裝備組成支護(hù)運(yùn)載成套裝備。在實(shí)際支護(hù)之前,對支護(hù)裝置與未受超前采動影響的巷道頂?shù)装暹M(jìn)行了現(xiàn)場匹配性試驗(yàn),通過調(diào)整多功能運(yùn)載裝備乳化液系統(tǒng)的泵站初始壓力,對支護(hù)裝置進(jìn)行初始加壓承載,泵站初始壓力由31.5 MPa 開始,逐次降低0.5 MPa,同時觀察支護(hù)裝置橫梁對巷道頂板及柱靴對巷道底板的承壓情況,通過對比綜合分析,確定乳化液泵站壓力為25 MPa。支護(hù)裝置主要參數(shù)見表1。
表1 支護(hù)裝置主要參數(shù)Table 1 Main parameters of support device
回采巷道長距離超前支護(hù)理念可以總結(jié)為“預(yù)先主動、一次承載、協(xié)同作業(yè)、整體支護(hù)”,具體闡述如下。
1)預(yù)先主動。對工作面超前支護(hù)區(qū)域最前方進(jìn)行預(yù)先主動加強(qiáng)支護(hù):超前支護(hù)區(qū)域最前方巷道圍巖受采動影響較小,在錨桿及錨索的支護(hù)作用下可以保持相對穩(wěn)定的狀態(tài),對該區(qū)域進(jìn)行預(yù)先主動支護(hù),為巷道頂板提供了1 個向上的應(yīng)力,可主動抵抗后期采動影響下巷道頂板巖層回轉(zhuǎn)變形帶來的動載荷,有效減緩后續(xù)超前支護(hù)范圍內(nèi)頂板巖層回轉(zhuǎn)角與回轉(zhuǎn)變形速度,抑制頂板離層發(fā)育,減緩巷道幫部特別是煤柱幫的變形,保持巷道的完整穩(wěn)定。
2)一次承載。單跨式支護(hù)裝置間隔布置于巷道內(nèi),隨著工作面推進(jìn)由后向前交替循環(huán)移架,各支護(hù)裝置最初在超前支護(hù)區(qū)域最前方主動承載,直至進(jìn)入工作面附近端頭區(qū)域后完成1 次循環(huán),在單個循環(huán)支護(hù)過程中支護(hù)裝置僅1 次承載后即進(jìn)入實(shí)時支護(hù)狀態(tài),避免了反復(fù)“承載-卸載”過程中巷道頂板上覆巖層的瞬間大幅度回轉(zhuǎn)變形,同時避免了反復(fù)支撐對頂板及錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)的破壞,有效保持巷道圍巖體完整穩(wěn)定,控制圍巖變形。
3)協(xié)同作業(yè)。支護(hù)裝置設(shè)計(jì)為單跨式結(jié)構(gòu),初始承載時,在工作面前方巷道頂板上覆一定范圍內(nèi)預(yù)先形成1 個基本可以覆蓋頂板橫向?qū)挾确秶膽?yīng)力承載區(qū),與錨桿(索)支護(hù)作用下形成的錨固應(yīng)力區(qū)疊加,進(jìn)一步改善了頂板巖層受力狀態(tài),有利于后期進(jìn)入超前劇烈采動影響區(qū)內(nèi)巷道頂板巖層的穩(wěn)定,減緩兩幫變形。
4)整體支護(hù)。單跨式支護(hù)裝置與巷道底板形成一種“支護(hù)裝置-底板”穩(wěn)定承載結(jié)構(gòu)體,具有高強(qiáng)度、可讓壓、高承載力的特性;此外,承載狀態(tài)下各支護(hù)裝置橫梁端部邊緣通過柔性鏈條進(jìn)行前后鏈接,在超前支護(hù)范圍內(nèi)形成1 種整體穩(wěn)定的長距超前支護(hù)體系。支護(hù)裝置與巷道頂板緊密接觸,有效增強(qiáng)了巷道圍巖整體強(qiáng)度和抗變形能力,保持巷道圍巖整體穩(wěn)定。
將單跨式臨時支護(hù)裝置間隔布置于12302 回風(fēng)巷內(nèi),共布置35 架,考慮巷道錨桿(索)支護(hù)方案,將支護(hù)裝置布置于相鄰2 排錨索之間且無錨桿的位置,同時考慮多功能運(yùn)載裝備與支護(hù)裝置的最小匹配空間和緩解護(hù)巷窄煤柱的壓力,確定支護(hù)裝置排距為1 400 mm,超前支護(hù)長度為47.6 m,乳化液泵站壓力為25 MPa,支護(hù)強(qiáng)度為0.28 MPa,支護(hù)方案如圖3。
圖3 12302 回風(fēng)巷超前支護(hù)方案Fig.3 Advance support scheme of 12302 roadway
隨著工作面的推進(jìn),支護(hù)裝置由后向前交替循環(huán)移架,具體支護(hù)工序如下:
1)多功能運(yùn)載裝備行駛至工作面端部區(qū)域巷道最后方支護(hù)裝置下方,升起升降平臺,使其上方卡槽與支護(hù)裝置橫梁充分接觸,夾緊橫梁后保持升降平臺高度不變,收縮支護(hù)裝置立柱,之后降低升降平臺,使支護(hù)裝置立柱底座與巷道底板脫離接觸。
2)將支護(hù)裝置順時針旋轉(zhuǎn)90°,運(yùn)載裝備將支護(hù)裝置搬運(yùn)至巷道超前支護(hù)區(qū)域的最前方,即距巷道最前方支護(hù)裝置1.4 m 的位置。
3)操作運(yùn)載裝備升降平臺的旋轉(zhuǎn)裝置,逆時針旋轉(zhuǎn)90°使支護(hù)裝置橫梁與巷道軸線保持垂直。
4)升起升降平臺,使支護(hù)裝置橫梁與巷道頂板完全接觸,之后進(jìn)液伸柱,使支護(hù)裝置立柱底座與巷道底板接觸。
5)繼續(xù)加壓,同時觀察支護(hù)裝置橫梁與頂板接觸后觀察頂板變化情況,加壓至支護(hù)裝置達(dá)到初始支護(hù)強(qiáng)度后結(jié)束加壓,完成1 次循環(huán)移架。
6)隨著工作面的推進(jìn),由后向前交替循環(huán)移架。
工作面回采期間對巷道圍巖變形情況進(jìn)行了現(xiàn)場監(jiān)測,巷道圍巖變形曲線如圖4。
圖4 巷道圍巖變形曲線Fig.4 Deformation curves of roadway surrounding rock
由圖4 可知:使用超前無反復(fù)支護(hù)技術(shù)后,在工作面附近巷道頂板最大下沉量為216 mm,與以相鄰?fù)锏老啾葴p少了67.76%;煤柱幫最大變形量為450 mm,相比以往減少了54.08%;煤壁幫最大變形量為196 mm,相比以往減少了53.33%;巷道底板采用混凝土硬化,最大變形量為46 mm,有效減小了支護(hù)范圍內(nèi)巷道圍巖的變形速度,減緩了幫部的破壞。
此外,支護(hù)期間煤柱幫立柱應(yīng)力普遍集中在32~38 MPa 之間,煤壁幫立柱應(yīng)力普遍集中在29~36 MPa 之間,靠近煤柱側(cè)部分支護(hù)裝置立柱安全閥開啟卸壓,使頂板應(yīng)力得到釋放。除個別錨桿失效外,錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)未受到破壞,巷道圍巖得到了較好的控制,錨桿(索)支護(hù)系統(tǒng)得到有效維護(hù)。表明長距離超前支護(hù)技術(shù)實(shí)際應(yīng)用效果良好,有效維護(hù)了超前采動影響區(qū)內(nèi)巷道圍巖的完整穩(wěn)定。
1)12302 綜放回風(fēng)巷在超前支護(hù)過程中存在超前支護(hù)長度不足、支護(hù)裝置與圍巖適應(yīng)性較差及巷道圍巖變形等問題,提出長距離支護(hù)與無反復(fù)支護(hù)的超前支護(hù)思路。
2)理論分析表明:工作面超前集中應(yīng)力峰值位置距工作面的距離為8.22 m,超前采動影響區(qū)長度為37.09 m,結(jié)合相鄰工作面以往超前支護(hù)實(shí)踐確定超前支護(hù)長度不低于40 m;考慮錨桿(索)的支護(hù)作用,巷道超前支護(hù)強(qiáng)度不低于267.38 kPa。
3)提出了“預(yù)先主動、一次承載、協(xié)同作業(yè)、整體支護(hù)”的長距離超前支護(hù)理念,研制了由ZLQ3200/18/37 型大跨距門式超前支護(hù)裝置與多能運(yùn)載裝備組成的成套裝備,給出了支護(hù)裝置主要技術(shù)參數(shù),結(jié)合巷道實(shí)際地質(zhì)條件,確定了長距離無反復(fù)超前支護(hù)方案。
4)實(shí)踐表明:新型長距離無反復(fù)超前支護(hù)技術(shù)應(yīng)用效果良好,巷道頂?shù)装遄冃瘟枯^小,減緩了窄煤柱幫的變形破壞,巷道圍巖得到了較好的維護(hù),可以滿足工作面超前支護(hù)要求。