張 磊
(西山煤電集團公司 官地礦, 山西 太原 030022)
目前,西山煤電集團所屬礦井綜采工作面末采擴循環(huán)段跨度已普遍超過3.2 m,現(xiàn)有支護手段主要對擴循環(huán)通道頂板采取錨桿索網(wǎng)聯(lián)合支護,忽視了支架頂梁上部煤巖體的支護效果,從后期拆架撤面效果來看,支架上部煤巖體較為破碎,難以自承,撤出一個架后,流渣現(xiàn)象明顯,需要加木垛進行臨時支護。同時,擴循環(huán)段頂板下沉量急劇增大,往往需要拉底作業(yè)才能滿足出架需要,不僅耗時耗力,也給施工作業(yè)帶來極大的安全隱患[1-3]. 針對此,必須對現(xiàn)有工作面末采技術中的支護進行優(yōu)化。根據(jù)支架上方直接頂是否發(fā)生斷裂,建立了“懸臂梁”與“簡支梁”兩類不同頂板力學模型,基于力學分析結果,提出預緊鋼絲繩與預應力錨索網(wǎng)支護技術,對支架上部直接頂支護優(yōu)化設計,將上部頂板力學狀態(tài)由“懸臂梁”變?yōu)椤昂喼Я骸保_到減少拆架通道頂板變形量的目的,并在官地礦33421綜采工作面末采工程中進行應用,進行礦壓觀測,驗證其使用效果。
當工作面擴循環(huán)完成后,根據(jù)“砌體梁”理論[4-5],采場上覆巖層破斷后重新組合,形成穩(wěn)定結構[3-4]. 為方便計算,本文只討論基本頂斷裂在停采線后方這種情況,采場上部基本頂斷裂后,隨工作面的繼續(xù)推進,頂板結構見圖1. 巖梁B發(fā)生折斷,進而扭轉,由于工作面不再推進,巖梁A不再發(fā)生破壞,只是與巖梁B鉸接,此時巖梁B通過回轉給支架上方直接頂一個力矩M,當支架上部直接頂未斷裂時,可將頂板力學模型簡化為一頭固定,一頭鉸接的懸臂梁結構,直接頂上部受巖體自身重力,呈均載荷q分布,梁端頭受基本的巖梁B的回轉作用,見圖2. 當支架上部直接頂發(fā)生斷裂時,可將頂板力學模型簡化為懸臂梁,見圖3,下面針對兩種力學模型分別進行理論計算。

圖1 工作面末采擴循環(huán)階段頂板結構圖

圖2 支架上部直接頂未斷裂力學模型圖

圖3 支架上部直接頂斷裂力學模型圖
1) 支架上部直接頂斷裂時。
根據(jù)材料力學計算可知,撓度與轉角最大均發(fā)生在梁端,使用疊加原理將力學模型分解為均載作用與扭矩作用兩個模型,對梁端的擾度與轉角分別計算疊加。
對于均載作用q下,最大撓度與轉角分別為:
(1)
式中:
q—頂板上部載荷,kN;
E—頂板圍巖彈性模量,MPa;
l—頂板長度,m;
I—截面的慣性矩,m4.
對于扭矩M作用下,最大撓度與轉角分別為:
(2)
式中:
M—支架上方頂板所受力矩,N·M.
因此,梁端的撓度與轉角分別為:
(3)
2) 支架上部直接頂未斷裂時。
使用疊加原理將力學模型分解為均載作用與扭矩作用兩個模型,根據(jù)材料力學計算,對梁端的擾度與轉角分別計算疊加。
對于均載作用q下,當x=0.422l時,最大撓度為:

(4)
對于扭矩M作用下,撓度為:
(5)
將x=0.422l帶入式(5),可得:
(6)
因此,梁的最大撓度為:
(7)
通過比較分析可知,“懸臂梁”模型最大撓度要比“簡支梁”模型最大撓度大4.0~4.4倍。也就是說,支架頂梁上部直接頂斷裂時,直接頂變形劇烈,且變形最大點為支架前梁處。相反,當支架上部直接頂不發(fā)生斷裂時,直接頂變形較小,且變形最大點為擴循環(huán)段中部靠前,即與支架上部破碎煤巖體相距較遠,對頂板管理有利。綜上,在綜采工作面末采過程中,必須加強支架上部直接頂支護強度,確保圍巖體穩(wěn)定。
現(xiàn)有末采技術,只是在末采過程中鋪設金屬網(wǎng),只起到擋矸作用,不能提供主動支護力,且在鋪網(wǎng)過程中,頻繁升降架,推進度慢,支撐壓力對支架上部直接頂反復作用,造成該段直接頂破碎直至斷裂,最終上部頂板形成“懸臂梁”模型,失去“支架—圍巖”支護體系作用。根據(jù)理論分析可知,拆架通道頂板形成“簡支梁”模型對頂板管理有利,為此需要采取一定的支護手段,確保支架上部直接頂不發(fā)生斷裂,形成“簡支梁”模型。
提出了一種末采階段支護系統(tǒng)優(yōu)化方法,即通過鋪設預緊鋼絲繩和打設錨索,增加支架上部煤巖體支護強度,同時優(yōu)化擴循環(huán)段錨桿索網(wǎng)布置方式,對末采階段頂板進行控制,其主要工藝如下:
1) 在綜采工作面末采鋪網(wǎng)過程中,當金屬網(wǎng)進至合適地點后,將直徑不小于26 mm的鋼絲繩一端固定于綜采工作面一側巷道一個支撐梁或錨索上,將鋼絲繩沿支架頂梁前鋪設在金屬網(wǎng)下并在每架處將兩者固定,使鋼絲繩位于金屬網(wǎng)的下側對金屬網(wǎng)形成托設。
2) 將鋼絲繩另一端沿工作面走向鋪設并拉緊,每間隔10 m使用2.4 m錨桿進行固定,具體方法為將鋼絲繩壓在錨片下,錨桿預緊力不得低于60 kN,依次進行,直至將第一根鋼絲繩鋪設完成,在工作面另一端頭將鋼絲繩使用繩卡預緊固定在梁或錨索上。
3) 鋪設完成第一道鋼絲繩后,工作面推進2個循環(huán),沿支架頂梁在各支架側護板間打設合適長度的錨索進行主動支護,錨索長度根據(jù)上部煤巖體進行選擇,但必須固定在上部穩(wěn)定圍巖中,錨索間距1.5 m,預緊力不小于120 kN.
4) 打設完預應力錨索支護后,工作面再推進1~2個循環(huán),此時繼續(xù)鋪設鋼絲繩,鋪設方法同第一道。
5) 擴循環(huán)段頂板采用4排錨桿索網(wǎng)聯(lián)合支護,考慮到錨桿索協(xié)同承載作用機理,錨桿間距取1.0 m,錨索間距取1.0~1.5 m,排距均為900 mm,且錨桿索交替支護。
針對工作面頂板圍巖穩(wěn)定性及采高,可制定不同的支護強度,鋼絲繩可配合錨桿索網(wǎng)聯(lián)合支護,但鋼絲繩不得少于2道,所打設鋼絲繩必須位于支架頂梁上部,且具有一定的預緊力。
1) 支架上部直接頂支護系統(tǒng)。
官地礦33421綜采工作面末采首次使用鋼絲繩配合錨索控制支架頂梁頂板,支護示意圖見圖4,具體施工要求為:在鋪網(wǎng)過程中,要求在距支架頂梁端頭1.0 m處往后依次鋪設2道鋼絲繩,間距為3.0 m,直徑不小于26 mm,每架前用雙股14#鐵絲將金屬網(wǎng)與鋼絲繩相聯(lián),在兩端頭各打一根起吊錨索,使用至少3道卡子將鋼絲繩固定在起吊錨索上,工作面每隔7個支架打設一根錨桿將鋼絲繩壓緊。同時,在支架立柱前500 mm處施工4.2 m長錨索一排,間距1.5 m.
2) 擴循環(huán)段錨桿索網(wǎng)聯(lián)合支護設計。
隨工作面推進,待第一道4 m板梁全部落入采空區(qū)并被矸石壓實后,將支架對齊,開始擴循環(huán),頂板采用錨桿索聯(lián)合支護配合穿插梁的方式進行支護。
錨桿索布置形式為:第一排在支架頂梁端前300 mm的位置打設錨桿索支護,錨桿索交替布置,間距為1 m,第二排、第三排、第四排支護同第一排,錨桿索位置交叉布置,排距均為0.9 m,錨索規(guī)格為d21.6 mm×4 200 mm,錨桿規(guī)格為d22 mm×2 400 mm. 頂板破碎段配合穿梁支護,梁選用4.2 m工字鋼梁,每架兩根,梁的一端頂死煤幫,另一端插入支架不小于0.4 m,間距0.75 m,均勻布置。

圖4 33421綜采工作面末采支護設計圖
通過實施該支護技術,在該面拆架期間,通過礦壓觀測可知,頂板變形量低于300 mm,符合使用要求,同時不需要在拆架三角煤處加打支護,為安全生產(chǎn)創(chuàng)造良好條件。
1) 基于“砌體梁”理論,以支架上部直接頂是否斷裂為判別標準,提出綜采工作面末采擴循環(huán)期間“懸臂梁”與“簡支梁”兩類不同頂板力學模型,并進行了力學分析,得出最大撓度及位置,通過分析對比,為綜采工作面末采擴循環(huán)期間頂板支護提供理論基礎。
2) 以“簡支梁”模型為基礎,提出預緊鋼絲繩與預應力錨索網(wǎng)對支架上部直接頂支護優(yōu)化設計,通過提高對支架上部直接頂?shù)闹鲃又ёo,提高了擴循環(huán)段頂板力學性能及支護強度,為末采期間及拆架撤面期間創(chuàng)造安全生產(chǎn)作業(yè)條件,該控制技術在官地礦33421工作面末采期間進行應用,通過礦壓觀測可知,頂板變形量低于300 mm使用效果良好。